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文档简介
2025年有色金属冶炼(铜、铝、铅、锌除外)考试练习题附答案一、单项选择题(每题2分,共30分)1.工业上处理镍红土矿时,采用“还原焙烧-氨浸”工艺的主要目的是()。A.提高镍的氧化程度B.使镍、钴从硅酸盐矿物中解离并形成金属态或低价态C.降低矿石中的镁含量D.直接获得高纯度镍金属答案:B2.钴精矿硫酸化焙烧的关键反应是()。A.CoS₂+O₂→CoO+SO₂B.Co₃O₄+H₂SO₄→CoSO₄+H₂OC.CoAsS+O₂+H₂SO₄→CoSO₄+H₃AsO₄D.CoS+H₂SO₄→CoSO₄+H₂S答案:C3.锡精矿反射炉熔炼中,加入石灰石的主要作用是()。A.降低炉渣熔点,提高锡的回收率B.作为还原剂参与锡的还原反应C.吸附炉气中的硫元素D.增加炉内透气性答案:A4.锑精矿挥发焙烧时,Sb₂S₃与O₂反应生成Sb₂O₃的主要热力学条件是()。A.高温、低氧分压B.低温、高氧分压C.高温、高氧分压D.低温、低氧分压答案:C5.镁电解过程中,电解质体系通常以()为主体。A.MgCl₂-NaCl-KClB.MgO-CaO-SiO₂C.MgSO₄-H₂OD.MgF₂-CaF₂答案:A6.钛铁矿(FeTiO₃)经酸解制备TiOSO₄溶液时,控制溶液pH的主要目的是()。A.促进Fe²+氧化为Fe³+B.防止TiOSO₄水解生成偏钛酸C.提高酸解反应速率D.降低溶液黏度答案:B7.稀土精矿浓硫酸焙烧时,RE₂O₃与H₂SO₄反应的主要产物是()。A.RE(SO₄)₃B.RE₂(SO₄)₃C.REHSO₄D.REO·SO₃答案:B8.工业上处理高砷复杂铋精矿时,“氯化浸出-水解沉铋”工艺中,水解阶段调节pH的常用试剂是()。A.盐酸B.硫酸C.氢氧化钠D.碳酸钙答案:D9.锆英砂(ZrSiO₄)碱熔法分解时,常用的碱是()。A.NaOHB.KOHC.Na₂CO₃D.Ca(OH)₂答案:C10.金属铍真空还原法中,还原剂通常选用()。A.铝粉B.镁粉C.碳粉D.硅铁答案:B11.锗精矿氯化蒸馏时,GeCl₄的沸点(83.1℃)远低于FeCl₃(315℃),利用的分离原理是()。A.溶解度差异B.密度差异C.蒸气压差异D.氧化性差异答案:C12.钽铌矿氢氟酸分解时,加入硫酸的主要作用是()。A.提高氢氟酸的解离度B.抑制钽铌氟络合物水解C.降低溶液黏度D.与Fe²+形成络合物答案:B13.海绵钛生产中,镁还原TiCl₄的反应温度通常控制在()。A.500-600℃B.800-900℃C.1200-1300℃D.1500-1600℃答案:B14.锂辉石(LiAlSi₂O₆)焙烧转型的目的是()。A.将α型转为β型,提高酸浸活性B.降低锂的氧化态C.去除杂质硅D.促进锂与铝的分离答案:A15.铟富集过程中,从锌浸出渣中回收铟常用的方法是()。A.磁选B.浮选C.酸浸-萃取D.重选答案:C二、多项选择题(每题3分,共30分。每题至少2个正确选项,错选、漏选均不得分)1.镍红土矿“高压酸浸(HPAL)”工艺的关键控制参数包括()。A.反应温度(240-270℃)B.硫酸浓度C.矿浆固液比D.氧气分压答案:ABC2.钴湿法冶炼中,除铁常用的方法有()。A.黄钠铁矾法B.针铁矿法C.赤铁矿法D.硫化沉淀法答案:ABC3.锡炉渣贫化的目的是()。A.降低渣中Sn含量B.回收渣中的有价金属(如Pb、Bi)C.提高炉渣的流动性D.减少炉渣排放量答案:AB4.锑白(Sb₂O₃)生产中,影响产品纯度的主要因素有()。A.精矿中杂质(As、Pb)含量B.氧化焙烧温度C.收尘效率D.还原剂用量答案:ABC5.镁电解槽中,阳极产物主要包括()。A.Cl₂B.O₂C.CO₂D.H₂答案:AC6.钛白粉(TiO₂)生产中,硫酸法与氯化法的主要区别是()。A.原料适应性(硫酸法可用低品位钛铁矿,氯化法需高品位金红石)B.工艺流程(硫酸法为湿法,氯化法为气相反应)C.环保压力(硫酸法废酸多,氯化法含Cl₂污染)D.产品质量(氯化法产品更纯,粒度更均匀)答案:ABCD7.稀土萃取分离中,P507(2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯)作为萃取剂的优势是()。A.对稀土元素的选择性高B.水溶性小,损失少C.耐酸碱性强D.价格低廉答案:ABC8.铋火法精炼中,除砷、锑的常用方法有()。A.加碱(NaOH、NaNO₃)氧化B.加硫除杂C.加锌置换D.吹空气氧化答案:AD9.锆铪分离的常用方法包括()。A.溶剂萃取(如MIBK萃取)B.分步结晶(如氟锆酸钾与氟铪酸钾溶解度差异)C.离子交换D.真空蒸馏答案:ABC10.锂云母提锂时,“硫酸盐焙烧法”的主要步骤包括()。A.锂云母与硫酸钾混合焙烧B.水浸提取硫酸锂C.除杂(除Al³+、Fe³+)D.碳酸钠沉淀碳酸锂答案:ABCD三、判断题(每题1分,共10分。正确填“√”,错误填“×”)1.镍硫化矿闪速熔炼中,炉渣的主要成分是FeO-SiO₂,控制SiO₂/Fe比可调节渣的熔点和镍的分配系数。()答案:√2.钴精矿氧化焙烧时,温度越高越好,可完全分解所有硫化物。()答案:×(温度过高会导致钴氧化物烧结,降低后续浸出率)3.锡精矿还原熔炼中,焦炭既是还原剂又是发热剂,其粒度越细,反应速率越快。()答案:×(粒度过细会导致炉内透气性差,影响还原效果)4.锑精矿鼓风炉挥发熔炼时,炉料中加入铁矿石可提高炉渣的熔点,减少锑的损失。()答案:×(铁矿石可降低炉渣熔点,提高流动性)5.镁电解过程中,电流效率随电流密度升高而增加,但过高会导致阳极效应频发。()答案:√6.钛铁矿酸解时,加入铁屑(Fe)的目的是将Fe³+还原为Fe²+,防止其与TiOSO₄共沉淀。()答案:√7.稀土精矿碱分解(NaOH熔融)时,反应产物为RE(OH)₃和Na₂SiO₃,水浸后可分离稀土与硅。()答案:√8.铋氯化浸出时,Cl⁻浓度越高越好,可提高Bi³+的络合能力。()答案:×(过高的Cl⁻会增加溶液黏度,降低传质效率,且易腐蚀设备)9.锆英砂碳热氯化法中,反应温度需控制在1000℃以上,使ZrSiO₄与C、Cl₂反应生成ZrCl₄、SiCl₄和CO。()答案:√10.锂辉石硫酸法提锂时,焙烧温度需控制在250-300℃,使β-锂辉石与H₂SO₄反应生成Li₂SO₄和Al₂(SO₄)₃。()答案:×(硫酸法焙烧温度通常为250-300℃,但β-锂辉石与硫酸反应的最佳温度为250-300℃,此说法正确?需核实。实际应为硫酸法中,β-锂辉石与浓硫酸在250-300℃反应生成Li₂SO₄,故正确。可能原判断为√,但需确认。)四、简答题(每题6分,共30分)1.简述从高冰镍(主要含Ni₃S₂、Cu₂S、FeS)中分离镍、铜的湿法工艺步骤及原理。答案:步骤:(1)高冰镍磨细后进行硫酸选择性浸出,控制pH=1-2,使Ni₃S₂优先溶解(Ni₃S₂+4H₂SO₄=3NiSO₄+S↓+4H₂O),而Cu₂S因电极电位较高(Cu²+/Cu₂S≈0.5V,Ni²+/Ni₃S₂≈0.3V)难溶解;(2)过滤得到含NiSO₄的浸出液和含Cu₂S的浸出渣;(3)浸出液经除杂(如除Fe、Co)后电积或结晶得到镍产品;(4)浸出渣经氧化浸出(如通入O₂或加入HNO₃)使Cu₂S溶解(Cu₂S+2O₂+2H₂SO₄=2CuSO₄+S↓+2H₂O),再电积得到铜。原理:利用镍、铜硫化物的电极电位差异,通过控制浸出条件实现选择性溶解,结合氧化还原反应完成分离。2.解释“锡中矿”的概念及其返炉处理的原因。答案:“锡中矿”是锡精矿还原熔炼过程中产生的中间产物,主要含SnO、SnS、FeSn、SiO₂及部分未反应的锡石(SnO₂),锡含量通常为10%-30%,低于锡精矿(通常≥40%)。返炉处理的原因:(1)锡中矿含锡量仍较高,直接废弃会导致锡资源损失;(2)其中的SnO、FeSn等可通过再次还原(如加入焦炭)转化为金属锡;(3)SiO₂等脉石成分可与新增熔剂(如石灰石)形成低熔点炉渣,促进锡的聚集和分离;(4)返炉可提高整个流程的锡回收率(通常从85%提升至90%以上)。3.列举镁电解过程中“阳极效应”的现象、产生原因及应对措施。答案:现象:电解槽电压突然升高(从4-5V升至30-50V),阳极周围出现蓝紫色火焰,电解质沸腾减弱,电流效率下降。产生原因:电解质中MgCl₂浓度过低(<6%),阳极表面Cl⁻供应不足,导致阳极反应由2Cl⁻-2e⁻=Cl₂↑转为O²⁻-2e⁻=½O₂↑,并与阳极碳反应生成CO/CO₂,在阳极表面形成气膜,阻碍离子迁移。应对措施:(1)向槽内添加MgCl₂,提高电解质中MgCl₂浓度至8%-12%;(2)用铁钎刮擦阳极表面,破坏气膜;(3)适当降低电流密度,减少Cl⁻消耗速率;(4)控制电解质温度(700-750℃),避免因温度过高导致MgCl₂挥发损失。4.简述稀土萃取分离中“分馏萃取”的操作模式及优势。答案:操作模式:分馏萃取由萃取段和洗涤段组成。料液从中间加入,有机相从洗涤段顶部流入(与料液逆流接触),水相洗涤液从萃取段底部流入(与有机相逆流接触)。在萃取段,目标稀土(如重稀土)被有机相萃取,轻稀土留在水相;在洗涤段,有机相中夹带的轻稀土被洗涤液反萃回水相,最终有机相富集重稀土,水相富集轻稀土。优势:(1)分离效率高,通过逆流接触和洗涤作用,可显著提高相邻稀土(如La/Ce、Eu/Gd)的分离系数;(2)试剂消耗少,洗涤液可循环利用;(3)流程连续,适合大规模工业生产;(4)产品纯度高(可达99.9%以上)。5.钛海绵生产中,“镁还原-真空蒸馏”联合工艺的主要目的及关键控制参数。答案:主要目的:(1)镁还原TiCl₄生成海绵钛(TiCl₄+2Mg=Ti+2MgCl₂);(2)通过真空蒸馏去除海绵钛中的残留Mg和MgCl₂(沸点:Mg1090℃,MgCl₂1412℃,真空下可降低蒸馏温度),提高海绵钛纯度(要求Mg≤0.05%,Cl≤0.05%)。关键控制参数:(1)还原温度(800-900℃):过低反应速率慢,过高易导致海绵钛烧结;(2)还原时间(12-24h):确保TiCl₄完全反应;(3)真空度(≤10Pa):降低Mg和MgCl₂的蒸发温度,避免高温下钛与杂质反应;(4)蒸馏温度(900-1000℃):需高于Mg和MgCl₂的沸点(真空下),但低于钛的熔点(1668℃),防止钛熔化。五、计算题(每题10分,共20分)1.某镍红土矿含Ni1.5%、Fe18%、MgO25%,采用高压酸浸工艺处理,浸出条件为:液固比5:1,硫酸用量为理论量的1.2倍(理论量按Ni、Fe、MgO完全反应计算)。已知反应式:NiO+H₂SO₄=NiSO₄+H₂OFe₂O₃+3H₂SO₄=Fe₂(SO₄)₃+3H₂OMgO+H₂SO₄=MgSO₄+H₂O计算处理1吨该矿石所需98%浓硫酸(密度1.84g/cm³)的体积(保留2位小数)。答案:(1)计算各金属氧化物的物质的量:NiO质量:1t×1.5%×(74.7/58.7)=15kg×1.273≈19.10kg(Ni原子量58.7,NiO分子量74.7)Fe₂O₃质量:1t×18%×(159.7/111.7)=180kg×1.429≈257.22kg(Fe原子量55.85,Fe₂O₃分子量159.7)MgO质量:1t×25%=250kg(2)计算各反应消耗的H₂SO₄物质的量:NiO消耗:19100g/74.7g/mol≈255.7molFe₂O₃消耗:257220g/159.7g/mol×3≈4830molMgO消耗:250000g/40.3g/mol≈6203.5mol(MgO分子量40.3)总H₂SO₄物质的量:255.7+4830+6203.5≈11289.2mol(3)理论H₂SO₄质量:11289.2mol×98g/mol≈1,106,341.6g≈1106.34kg(4)实际用量(1.2倍):1106.34×1.2≈1327.61kg(5)98%浓硫酸体积:1327.61kg/(1.84kg/L×0.98)≈1327.61/1.803≈736.34L答案:736.34L2.某锡精矿含Sn65%、SiO₂8%、Fe5%,采用反射炉熔炼,炉渣成分为:SnO2%、SiO₂35%、FeO40%、CaO23%(质量分数)。假设锡回收率为95%,计算熔炼1吨锡精矿产生的炉渣量(保留2位小数)。答案:(1)锡精矿中Sn质量:1t×65%=650kg,进入粗锡的Sn:650×95%=617.5kg,进入炉渣的Sn:650-617.5=32.5kg(以SnO形式存在)。(2)炉渣中SnO质量:32.5kg×(134.7/118.7)=32.5×1.135≈36.99kg(SnO分子量134.7,Sn原子量118.7)(3)炉渣中SiO₂来源:精矿中的SiO₂(80kg)全部进入炉渣,设炉渣总质量为xkg,则炉渣中SiO₂质量为0.35x=80kg→x=80/0.35≈228.57kg(此假设错误,因炉渣中SiO₂还可能来自熔剂,需重新计算)。正确方法:设炉渣质量为xkg,根据SnO含量:SnO在炉渣中占2%→0.02x=36.99kg→x=36.99/0.02=1849.5kg验证其他成分:FeO质量:0.4x=0.4×1849.5=739.8kgFeO中Fe质量:739.8×(55.85/71.85)=739.8×0.777≈575.0kg精矿中Fe质量:1t×5%=50kg,远小于575kg,说明FeO主要来自熔剂(如加入铁矿石),因此需通过SiO₂平衡计算。正确思路:精矿中SiO₂=80kg,全部进入炉渣,炉渣中SiO₂占35%→0.35x=80→x=228.57kg,此时炉渣中SnO=0.02×228.57≈4.57kg,对应Sn=4.57×(118.7/134.7)≈4.02kg,与实际进入炉渣的Sn=32.5kg矛盾,说明需考虑熔剂带入的成分。正确解法:以Sn平衡为基准。进入炉渣的Sn=32.5kg=SnO中的Sn,SnO质量=32.5/(118.7/134.7)=32.5×1.135=36.99kg炉渣中SnO占2%→炉渣总质量=36.99/0.02=1849.5kg炉渣中SiO₂质量=1849.5×0.35=647.33kg精矿中SiO₂=80kg,需补充SiO₂=647.33-80=567.33kg(来自熔剂,如石英砂)FeO质量=1849.5×0.4=739.8kg,其中Fe=739.8×(55.85/71.85)=575kg(来自熔剂中的Fe₂O₃还原)CaO质量=1849.5×0.23=425.39kg(来自熔剂石灰石)因此,炉渣量为1849.5kg≈1.85吨。答案:1.85吨六、综合分析题(每题15分,共30分)1.某企业采用“氧化焙烧-酸浸-萃取”工艺从复杂钴铜矿(含Co0.8%、Cu2.5%、Fe12%、As0.5%、S5%)中回收钴、铜,生产中出现以下问题:(1)焙烧矿酸浸时Co浸出率仅75%(目标≥90%);(2)萃取分离时铜/钴分离系数低(β<5,目标β≥10)。分析可能原因及解决措施。答案:(1)Co浸出率低的可能原因及措施:原因①:氧化焙烧不充分,部分Co以难溶的Co₃O₄或CoAsO₄形式存在(Co₃O₄酸浸需更高酸度或温度,CoAsO₄需先脱砷);措施①:优化焙烧条件(温度800-850℃,时间2-3h,控制O₂分压),使Co完全转化为CoO(易溶于酸);或增加还原焙烧步骤,将Co₃O₄还原为CoO。原因②:酸浸条件不合理(如硫酸浓度低、温度低、时间短);措施②:提高硫酸浓度至150-200g/L,温度80-90℃,浸出时间3-4h,或加入氧化剂(H₂O₂、NaClO₃)促进Co²+溶解。原因③:浸出过程中Fe³+水解生成Fe(OH)₃胶体,吸附Co²+;措施③:控制浸出pH=1-2,加入铁粉将Fe³+还原为Fe²+(Fe³++Fe=2Fe²+),减少胶体吸附。(2)铜/钴分离系数低的可能原因及措施:原因①:萃取剂选择不当(如使用P204对Cu²+和Co²+选择性差);措施①:改用选择性更高的萃取剂(如Lix984N,对Cu²+的萃取能力远强于Co²+)。原因②:水相pH不合适(pH过低,Cu²+萃取不完全;pH过高,Co²+开始被萃取);措施②:优化萃取pH(Lix984N萃取Cu的最佳pH=2.5-3.5),通过添加氨水或NaOH调节。原因③:萃取相比(O/A)不合理(相比过低,Cu萃取不彻底;相比过高,浪费有机相);措施③:调整相比为1:1-2:1,增加级数(2-3级逆流萃取),提高分离效率。原因④:水相中杂质(如Fe²+、AsO₄³-)与Cu²+、Co²+竞争萃取;措施④:浸出后先除杂(如黄钠铁矾法除Fe,硫化沉淀法除As),减少杂质干扰。2.某厂采用“氯化冶金法”处理高钙(CaO12%)、高硅(SiO₂15%)的稀土精矿(REO45%),工艺流程为:精矿+NaCl+木炭→氯化焙烧→水浸→萃取分离。生产中发现:(1)氯化焙烧后RECl₃生成率仅60%(目标≥85%);(2)水浸渣含REO10%,远高于设计值(≤5%)。分析原因并提出改进方案。答案:(1)RECl₃生成率低的可能原因及改进:原因①:氯化剂(NaCl)用量不足,或木炭(提供C作为还原剂)量少,无法满足REO氯化反
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