CN114029155A - 通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，具体为矿浆一次分级得到+A粒级和‑A粒级矿浆，+A粒级矿浆依次进行粗选和精选，得到+A精矿；‑A粒级矿浆二次分级得到+B粒级和‑B粒级矿浆，+B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到+B精矿，‑B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到‑B精矿，将三组精矿混合即得到重晶石总精矿。本发明以钻井液分离得到的含杂加重剂为对象，创新地使用选矿方法回收其中的重晶石，主要为配制矿浆时加入活性炭和二异丁基甲醇抑制泡沫，精选时加入十二烷基苯磺酸钠分离重晶石与表层油质，通过使用多次分级和多次粗选精选的重选工艺流程，从而显著提高回收的加重剂纯度，回收率也达到50％以上。
Description
技术领域
本发明涉及钻井液体废弃物回收技术领域，尤其涉及一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法。
背景技术
钻井液是石油钻井平台的“血液”，钻井液的循环可以携带岩屑、保持压力，保证了钻井的正常进行。加重剂由不溶于水的惰性物质经研磨加工制备而成。为了应对高压地层和稳定井壁，需将其添加到钻井液中以提高钻井液的密度。加重剂应具备的条件是自身的密度大、磨损小、易粉碎，并且应属于惰性物质，既不溶于钻井液。也不与钻井液中的其他组分发生相互作用。常见的加重剂有重晶石粉、石灰石粉、铁矿粉等。加重剂通常占钻井液总费用的50％，因此如何高效回收加重剂成为当今研究的焦点。
由于石油钻井使用后的钻井液中含有大量油脂和粘土、钻屑、石英以及少量地层中的盐类等成分，使得加重剂要实现高纯度回收较困难。目前加重剂的回收方法主要有以下几类：固液分离法，主要通过使用简单的固液分离设备卧螺离心机进行固液分离，对加重剂进行回收，但该方法得到的加重剂纯度较低，含杂量较高，比重较小；沉淀法，通过加水稀释添加絮凝剂从而沉淀出加重剂，该方法得到的加重剂含杂量较大，同时处理时间过长；氧化还原法，通过高温煅烧进行氧化还原反应，再加入多种药剂进行复杂的化学反应得到加重剂，但该方法流程过长，能耗较大，稳定性差。例如专利CN112521921A公开了一种重晶石钻井加重剂及其回收装置和回收方法，将回收的重晶石钻井加重剂高温煅烧进行氧化还原除杂，再与重晶石混合研磨，接着在引发剂水溶液中沉淀，得到重晶石钻井加重剂。
目前选矿领域对加重剂的回收研究甚少，有鉴于此，有必要设计一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，以解决上述问题。
发明内容
为了克服上述现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，本发明以钻井液分离得到的含杂加重剂为对象，创新地使用选矿方法回收其中的重晶石，显著地提高了回收的加重剂的纯度，回收率也达到50％以上。
为实现上述发明目的，本发明提供了一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，包括以下步骤：
S1.通过固液分离从钻井液中分离得到含杂加重剂；
S2.将步骤S1得到的所述含杂加重剂与水混合得到矿浆，然后加入活性炭和二异丁基甲醇，继续搅拌混合得到待分级矿浆；
S3.将步骤S2得到的所述待分级矿浆通过旋流器分级得到+A粒级矿浆和-A粒级矿浆，所述A为60-100μm；
S4.将步骤S3得到的所述+A粒级矿浆依次进行粗选和精选，得到+A精矿；将所述-A粒级矿浆通过旋流器分级得到得到+B粒级矿浆和-B粒级矿浆，所述B为20-50μm；
S5.将步骤S4得到的所述+B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到+B精矿；将所述-B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到-B精矿；
S6.将步骤S4得到的所述+A精矿与步骤S5得到的所述+B精矿和-B精矿混合，即得到重晶石总精矿。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述活性炭的用量为500-1000g/t，所述二异丁基甲醇的用量500-1000g/t。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述含杂加重剂与水的质量比为1:(3-4)。
作为本发明的进一步改进，在步骤S3中，所述A为75μm；在步骤S4中，所述B为38μm。
作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，对所述+A粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+A粗精矿与+A尾矿1，接着对所述+A粗精矿进行离心机精选得到所述+A精矿与+A尾矿2。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，对所述+B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+B粗精矿与+B尾矿1，接着对所述+B粗精矿进行溜槽两次精选，得到所述+B精矿。
作为本发明的进一步改进，对所述+B粗精矿进行溜槽两次精选时，向所述+B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠，用量为400-800g/t。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，对所述-B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到-B粗精矿与-B尾矿1，接着对所述-B粗精矿进行离心机两次精选，得到所述-B精矿。
作为本发明的进一步改进，对所述-B粗精矿进行离心机两次精选时，向所述-B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠，用量为400-800g/t。
作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述含杂加重剂为含杂重晶石加重剂，重晶石BaSO4的含量为25％-40％；在步骤S6中，所述重晶石总精矿中BaSO4的品位为90％-96％，回收率为50％-70％。
本发明的有益效果是：
钻井液在泥浆循环系统中混入了钻屑与地层中的各种盐类，变成了一种废弃物，其中的加重剂也难以回收提纯，本发明采用选矿领域重选的改进性方法实现对石油钻井液中加重剂的回收，有益效果具体如下：
(1)对比石油领域单纯使用卧螺式离心机进行简单的液固分离，本发明使用选矿领域螺旋溜槽与卧式离心机设备对含杂加重剂中的重晶石进行富集与提纯，该重选设备可操作性强，同时可以得到BaSO4含量大于90％、比重大于4.20g/cm3、回收率大于50％的高品质加重剂。
(2)本发明使用活性炭和二异丁基甲醇，药剂无毒环保，可以有效减少原矿与水混合时油质所产生的泡沫量，降低了重选时泡沫造成的重晶石损失。
(3)本发明使用十二烷基苯磺酸钠，药剂无毒环保，改变了重晶石表面油质的亲水性，使油质亲水，从而实现了油质与重晶石的有效分离。
(4)本发明使用选矿的方法，对不同粒级采用不同的重选处理手段，配合有效药剂，得到了BaSO4含量92.31％，比重4.22g/cm3，回收率54.56％的重晶石产品。本发明得到的产品可作为新的加重剂循环利用，有效避免了资源的浪费。
附图说明
图1为本发明通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法的工艺流程图。
图2为本发明通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法的另一种具体工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合具体实施例对本发明进行详细描述。
在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在具体实施例中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。
另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
请参阅图1和2所示，本发明提供的一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，主要包括矿浆一次分级得到+A粒级矿浆和-A粒级矿浆，+A粒级矿浆依次进行粗选和精选，得到+A精矿；-A粒级矿浆二次分级得到+B粒级矿浆和-B粒级矿浆，+B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到+B精矿，-B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到-B精矿，将+A精矿与+B精矿和-B精矿混合，即得到重晶石总精矿。具体包括以下步骤：
S1.通过固液分离从钻井液中分离得到含杂加重剂；含杂加重剂优选为含杂重晶石加重剂，重晶石BaSO4的含量为25％-40％，优选为28％-35％。
钻井液在石油钻井作业中使用后，会掺杂进粘土、钻屑、石英、地层中不可溶性盐以及井下油性物质，因此该步骤得到的含杂加重剂还含有较多粘土、钻屑、石英、地层中不可溶性盐以及吸附在加重剂表面的油脂等杂质，需要进一步提纯以提高使用价值。
S2.将步骤S1得到的含杂加重剂与水混合得到矿浆，然后加入活性炭和二异丁基甲醇，继续搅拌混合得到待分级矿浆；
在步骤S2中，活性炭的用量为500-1000g/t，二异丁基甲醇的用量500-1000g/t。含杂加重剂与水的质量比为1:(3-4)。含杂加重剂与水混合后由于油质的疏水性，矿浆会产生大量的泡沫，使用活性炭和二异丁基甲醇，药剂无毒环保，可以有效减少原矿与水混合时油质所产生的泡沫量，降低了重选时泡沫造成的重晶石损失。若原矿中油质含量更高，可根据混合矿浆的泡沫状态适量改变活性炭和二异丁基甲醇的用量。
S3.将步骤S2得到的待分级矿浆通过旋流器分级得到+A粒级矿浆和-A粒级矿浆，A为60-100μm，优选为70-80μm，例如为75μm，则+A粒级矿浆表示粒度在75μm以上的矿浆，-A粒级矿浆表示粒度在75μm以下的矿浆；对不同粒级采用不同的重选处理手段，可以有效提高回收率和品位。
S4.将步骤S3得到的+A粒级矿浆依次进行粗选和精选，得到+A精矿；将-A粒级矿浆通过旋流器分级得到得到+B粒级矿浆和-B粒级矿浆，B为20-50μm，优选为30-40μm，例如为38μm，则+B粒级矿浆表示粒度在38μm以上的矿浆，-B粒级矿浆表示粒度在38μm以下的矿浆；
优选地，请参阅图2所示，在步骤S4中，对+A粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+A粗精矿与+A尾矿1，接着对+A粗精矿进行离心机精选得到+A精矿与+A尾矿2。
S5.将步骤S4得到的+B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到+B精矿；将-B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到-B精矿；
在步骤S5中，对+B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+B粗精矿与+B尾矿1，接着对+B粗精矿进行溜槽两次精选，得到+B精矿。对+B粗精矿进行溜槽两次精选时，向+B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠，用量为400-800g/t。
在步骤S5中，对-B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到-B粗精矿与-B尾矿1，接着对-B粗精矿进行离心机两次精选，得到-B精矿。对-B粗精矿进行离心机两次精选时，向-B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠，用量为400-800g/t。
向粗精矿中添加十二烷基苯磺酸钠目的是：改变重晶石表面附着油质的表面性能，使油质亲水，导致油质与矿石分离，从而得到合格产品。根据溜槽粗精矿的产量适当调整十二烷基苯磺酸钠的用量。
S6.将步骤S4得到的+A精矿与步骤S5得到的+B精矿和-B精矿混合，即得到重晶石总精矿。
在步骤S6中，重晶石总精矿中BaSO4的品位为90％-96％，回收率为50％-70％。
本发明先对添加药剂后的混合矿浆进行分级，粗粒级无需添加药剂使用溜槽-离心机联合处理；中粒级在粗精矿中添加分离药剂，使用溜槽处理；细粒级在粗精矿中添加分离药剂，使用溜槽-离心机联合处理，最终可得到品质较高的精矿产品。
实施例1
本实施例以某种石油钻井液中的加重剂重晶石为对象，固液分离得到的含杂重晶石BaSO4含量32.29％，主要组分为重晶石、粘土、钻屑、石英以及少量地层中的盐类组成。含杂重晶石中含有0.1～0.5％的高级烃类物质，此类物质吸附在重晶石与其他成份上使得原矿也呈疏水态。
如图2所示，一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，具体步骤如下：
(a)首先将含杂重晶石与水按比例1:3的质量比混合；
(b)向矿浆中加入活性炭500g/t和二异丁基甲醇500g/t，高速搅拌10分钟，使矿浆混合均匀，活性炭和二异丁基甲醇与矿浆充分作用；
(c)将混合均匀的矿浆通过旋流器分成+A和-A两个粒级矿浆，其中+A粒级进入步骤(d)中，-A粒级进入步骤(f)中，A为75μm；
(d)将+A粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+A粗精矿与+A尾矿1；
(e)将+A粗精矿进行离心机精选得到+A精矿与+A尾矿2；
(f)将-A粒级矿浆通过旋流器分为+B和-B两个粒级矿浆，其中+B粒级进入步骤(g)中，-B粒级进入步骤(j)中，B为38μm；
(g)将+B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+B粗精矿与+B尾矿1；
(h)向+B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠400g/t，高速搅拌4min，使药剂与矿浆充分作用；
(i)将步骤(h)中得到的+B粗精矿进行溜槽两次精选，得到+B精矿与+B尾矿2；
(j)将-B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到-B粗精矿与-B尾矿1；
(k)向-B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠400g/t，高速搅拌4min，使药剂与矿浆充分作用；
(l)将步骤(k)中得到的-B粗精矿进行离心机两次精选，得到-B精矿与-B尾矿2；
(m)将步骤(e)中得到的+A精矿、步骤(i)中得到的+B精矿和步骤(l)中得到的-B精矿合并成重晶石总精矿。
本实施例中重晶石总精矿含BaSO4 92.31％，比重为4.22g/cm3，重晶石回收率为54.56％。
实施例2
本实施例提供一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，与实施例1相比不同之处在于：步骤(b)中活性炭用量为800g/t和二异丁基甲醇800g/t，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。试验结果见表1，用于与本发明对比。
实施例3
本实施例提供一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，与实施例1相比不同之处在于：步骤(h)与(k)中十二烷基苯磺酸钠用量600g/t，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。试验结果见表1，用于与本发明对比。
对比例1
对比例1提供一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，与实施例1相比不同之处在于：步骤(b)中不添加活性炭和二异丁基甲醇，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。试验结果见表1，用于与本发明对比。
对比例2
对比例2提供一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，与实施例1相比不同之处在于：步骤(h)与(k)中不添加十二烷基苯磺酸钠，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。试验结果见表1，用于与本发明对比。
对比例3
对比例3提供一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，与实施例1相比不同之处在于：+A粒级和-B粒级处理方法与+B粒级相同，即粗精矿精选不经过离心机只用溜槽精选两次，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。试验结果见表1，用于与本发明对比。
对比例4
对比例4提供一种通过重选回收钻井液加重剂的选矿方法，与实施例1相比不同之处在于：对添加活性炭500g/t和二异丁基甲醇500g/t的矿浆不进行分级处理，进行两次溜槽粗选得到的粗精矿，得到粗精矿添加十二烷基苯磺酸钠800g/t，再进行两次离心机精选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。试验结果见表1，用于与本发明对比。
表1实施例1-3及对比例1-4的测试结果
从表1可以看出，在本发明限定的重选药剂用量范围内，均能实现重晶石的高纯度回收，BaSO4品位可高达92.42％，回收率可高达57.38％。对比例1中分级前的矿浆未添加活性炭和二异丁基甲醇时，回收率降低至20.12％，可见本发明通过在矿浆中添加活性炭和二异丁基甲醇，能够显著提高加重剂回收率。对比例2中+B粗精矿和-B粗精矿精选不添加十二烷基苯磺酸钠时，BaSO4品位降低至84.34％，可见本发明通过添加二烷基苯磺酸钠能够改变重晶石表面附着油质的表面性能，使油质亲水，促使油质与矿石分离，从而提高BaSO4品位。对比例3中+A粗精矿和-B粗精矿不采用离心机精选时，BaSO4品位和回收率均有所降低。对比例4中当不对矿浆进行两次分级时，BaSO4品位和回收率显著降低，说明本发明对矿浆进行两次分级对提高品位和回收率具有重要作用。由此可见，本发明以钻井液分离得到的含杂加重剂为对象，创新地使用选矿方法回收其中的重晶石，主要为配制矿浆时加入活性炭和二异丁基甲醇抑制泡沫，再通过多次分级和多次粗选精选，从而显著提高回收的加重剂的纯度，回收率也达到50％以上。
综上所述，本发明提供的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，先对添加药剂后的混合矿浆进行分级，可以有效减少原矿与水混合时油质所产生的泡沫量，降低了重选时泡沫造成的重晶石损失。粗粒级无需添加药剂使用溜槽-离心机联合处理；中粒级在粗精矿中添加分离药剂，使用溜槽处理；细粒级在粗精矿中添加分离药剂，使用溜槽-离心机联合处理，实现了油质与重晶石的有效分离，最终可得到品质较高的精矿产品。本发明得到的产品可作为新的加重剂循环利用，有效避免了资源的浪费。
以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。
Claims (10)
1.一种通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.通过固液分离从钻井液中分离得到含杂加重剂；
S2.将步骤S1得到的所述含杂加重剂与水混合得到矿浆，然后加入活性炭和二异丁基甲醇，继续搅拌混合得到待分级矿浆；
S3.将步骤S2得到的所述待分级矿浆通过旋流器分级得到+A粒级矿浆和-A粒级矿浆，所述A为60-100μm；
S4.将步骤S3得到的所述+A粒级矿浆依次进行粗选和精选，得到+A精矿；将所述-A粒级矿浆通过旋流器分级得到得到+B粒级矿浆和-B粒级矿浆，所述B为20-50μm；
S5.将步骤S4得到的所述+B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到+B精矿；将所述-B粒级矿浆依次进行粗选和精选得到-B精矿；
S6.将步骤S4得到的所述+A精矿与步骤S5得到的所述+B精矿和-B精矿混合，即得到重晶石总精矿。
2.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S2中，所述活性炭的用量为500-1000g/t，所述二异丁基甲醇的用量500-1000g/t。
3.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S2中，所述含杂加重剂与水的质量比为1:(3-4)。
4.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S3中，所述A为75μm；在步骤S4中，所述B为38μm。
5.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S4中，对所述+A粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+A粗精矿与+A尾矿1，接着对所述+A粗精矿进行离心机精选得到所述+A精矿与+A尾矿2。
6.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S5中，对所述+B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到+B粗精矿与+B尾矿1，接着对所述+B粗精矿进行溜槽两次精选，得到所述+B精矿。
7.根据权利要求6所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，对所述+B粗精矿进行溜槽两次精选时，向所述+B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠，用量为400-800g/t。
8.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S5中，对所述-B粒级矿浆进行溜槽两次粗选得到-B粗精矿与-B尾矿1，接着对所述-B粗精矿进行离心机两次精选，得到所述-B精矿。
9.根据权利要求8所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，对所述-B粗精矿进行离心机两次精选时，向所述-B粗精矿中加入十二烷基苯磺酸钠，用量为400-800g/t。
10.根据权利要求1所述的通过重选回收钻井液中加重剂的选矿方法，其特征在于，在步骤S1中，所述含杂加重剂为含杂重晶石加重剂，重晶石BaSO4的含量为25％-40％；在步骤S6中，所述重晶石总精矿中BaSO4的品位为90％-96％，回收率为50％-70％。
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