2025年有色金属冶炼（除铜、铝、铅、锌）作业考试试题（附答案）

2025年有色金属冶炼（除铜、铝、铅、锌）作业考试试题（附答案）一、单项选择题（每题2分，共40分）1.下列哪种金属属于镍的主要硫化矿矿物？A.针镍矿（NiS）B.红砷镍矿（NiAs）C.镍黄铁矿（(Fe,Ni)₉S₈）D.硅镁镍矿（(Mg,Ni)₃Si₂O₅(OH)₄）答案：C2.锡精矿还原熔炼时，常用的还原剂是？A.焦炭B.氢气C.一氧化碳D.铝粉答案：A3.锑精矿氧化焙烧的主要目的是？A.脱除硫和砷B.富集锑C.降低熔点D.提高金属活性答案：A4.汞的火法冶炼中，蒸馏炉内的主要反应是？A.HgS+O₂→Hg+SO₂B.HgO→Hg+O₂C.HgCl₂+Fe→Hg+FeCl₂D.HgS+CaO→Hg+CaS+CaSO₄答案：A5.钛的工业生产中，克劳尔法（KrollProcess）的核心反应是？A.TiO₂+2C+2Cl₂→TiCl₄+2COB.TiCl₄+2Mg→Ti+2MgCl₂C.TiCl₄+4Na→Ti+4NaClD.TiO₂+2Al→Ti+Al₂O₃答案：B6.镁的电解冶炼中，电解质体系的主要成分是？A.MgCl₂-NaCl-KClB.MgO-CaF₂C.MgSO₄-H₂OD.MgCO₃-SiO₂答案：A7.稀土金属分离中，溶剂萃取法常用的萃取剂是？A.P507（2-乙基己基膦酸单2-乙基己基酯）B.苯C.乙醇D.四氯化碳答案：A8.铟的富集通常发生在以下哪种冶炼过程中？A.铅锌冶炼的烟灰或渣中B.铜冶炼的阳极泥C.铝电解的电解质D.镍冶炼的高冰镍答案：A9.钨精矿碱分解的主要反应是？A.CaWO₄+Na₂CO₃→Na₂WO₄+CaCO₃B.WO₃+2NaOH→Na₂WO₄+H₂OC.FeWO₄+HCl→FeCl₂+H₂WO₄D.MnWO₄+H₂SO₄→MnSO₄+H₂WO₄答案：A10.钴精矿硫酸化焙烧的目的是？A.将钴转化为可溶性硫酸盐B.脱除硫和砷C.降低熔点D.富集钴答案：A11.铋的火法精炼中，加锌除银的原理是？A.锌与银形成不溶于铋的金属间化合物（AgZn₃）B.锌与铋形成合金，银沉淀C.银被氧化为Ag₂O进入渣相D.锌置换银离子答案：A12.镉的回收通常来自？A.铅锌冶炼的副产物B.铜冶炼的阳极泥C.铝电解的废气D.镍冶炼的高冰镍答案：A13.钒钛磁铁矿提钒的主要方法是？A.钠化焙烧-水浸B.酸浸C.氯化蒸馏D.电解答案：A14.锗的富集常通过以下哪种方式？A.煤燃烧后的烟道灰或锌冶炼的浸出渣B.铜冶炼的电解液C.铝土矿的赤泥D.镍冶炼的转炉渣答案：A15.钽铌分离常用的方法是？A.氢氟酸-硫酸体系萃取B.碱熔-水浸C.氯化蒸馏D.磁选答案：A16.锂辉石提锂的关键预处理步骤是？A.高温焙烧（1050-1100℃）使α型转变为β型B.酸浸C.碱熔D.浮选答案：A17.铍的冶炼中，氧化铍的还原常用？A.金属镁B.碳C.氢气D.铝答案：A18.铂族金属（PGMs）的富集主要来自？A.铜镍硫化矿的冶炼副产物（如高冰镍）B.金矿的氰化尾渣C.铝土矿的赤泥D.铅锌冶炼的烟灰答案：A19.锆英砂（ZrSiO₄）分解的常用方法是？A.碱熔法（与NaOH共熔）B.酸浸法（浓硫酸）C.氯化法（与Cl₂、C反应）D.电解法答案：A20.铼的回收主要来自？A.钼精矿焙烧的烟尘（Re₂O₇）B.铜冶炼的电解液C.铅锌冶炼的渣D.镍冶炼的高冰镍答案：A二、判断题（每题1分，共10分。正确填“√”，错误填“×”）1.硅镁镍矿（红土镍矿）由于含镍量低，只能通过火法冶炼（镍铁工艺）处理。（）答案：×（注：也可通过湿法冶炼，如高压酸浸）2.锡精矿还原熔炼时，炉渣中SnO₂的损失主要是机械夹杂，化学损失可忽略。（）答案：×（注：化学损失不可忽略，SnO₂会与SiO₂形成硅酸盐）3.锑的挥发焙烧是在氧化气氛下使Sb₂S₃转化为Sb₂O₃挥发，与脉石分离。（）答案：√4.汞的火法冶炼中，蒸馏温度需控制在350-400℃，避免汞蒸气与硫重新结合。（）答案：×（注：蒸馏温度需高于500℃，使HgS充分分解）5.镁的电解冶炼中，电解质中添加CaCl₂可降低熔点并提高电导率。（）答案：√6.稀土萃取分离中，P507对重稀土的萃取能力强于轻稀土，因此可通过控制pH实现分组。（）答案：√7.钨的氢还原过程中，温度越高，还原速率越快，最终产品粒度越细。（）答案：×（注：温度过高会导致晶粒长大，粒度变粗）8.钴冶炼中，除铁常用黄钠铁矾法，需控制pH=1.5-2.0并添加Na⁺。（）答案：√9.铋的氧化精炼中，加氧化剂（如通入空气）可脱除铅、锌等杂质，因为它们的氧化物更易进入渣相。（）答案：√10.锂云母提锂时，由于含氟，需先进行脱氟处理（如加CaO焙烧）以避免设备腐蚀。（）答案：√三、简答题（每题8分，共40分）1.简述红土镍矿湿法高压酸浸（HPAL）的主要工艺流程及关键控制参数。答案：工艺流程：红土镍矿破碎磨矿→矿浆预热（150-170℃）→高压釜中通入浓硫酸（250-270℃、4-5MPa）→镍、钴以硫酸盐形式溶解，铁、铝形成针铁矿（FeOOH）或赤铁矿（Fe₂O₃）沉淀→固液分离（浓密机+过滤）→滤液中和除杂（加石灰石调pH至4-5，除铁、铝）→硫化沉淀（加H₂S或Na₂S，沉淀NiS、CoS）→酸溶得到高浓度镍钴溶液→萃取分离镍钴→电积或结晶得到镍、钴产品。关键参数：温度（250-270℃）、压力（4-5MPa）、硫酸用量（理论量1.2-1.5倍）、反应时间（60-90分钟）、中和pH（4-5）。2.锡精矿还原熔炼后，粗锡中常含铅、铜、砷、锑等杂质，简述火法精炼除砷、锑的原理及操作。答案：原理：砷、锑的氧化物（As₂O₃、Sb₂O₃）熔点低、易挥发，可通过氧化造渣或挥发除去。操作：向熔融粗锡中通入空气或加入氧化剂（如KNO₃、NaNO₃），砷、锑被氧化为As₂O₃（沸点465℃）、Sb₂O₃（沸点1425℃）。由于As₂O₃易挥发，大部分随烟气排出；Sb₂O₃部分挥发，部分与SnO₂结合形成复杂氧化物（如Sb₂O₃·SnO₂）进入渣相。需控制温度在600-700℃（避免Sn过度氧化），并多次扒渣，直至砷、锑含量达标（As＜0.005%，Sb＜0.01%）。3.钛的克劳尔法中，为什么选择镁作为还原剂而不是钠？还原后的产物如何分离？答案：选择镁的原因：①镁的还原能力强（Mg的还原性略弱于Na，但TiCl₄与Mg的反应放热适中，易控制温度）；②镁的沸点（1090℃）高于TiCl₄的沸点（136.4℃），可在液态下反应；③镁电解成本低于钠（钠的电解能耗更高）；④镁与Ti的分离更易（MgCl₂熔点714℃，可通过真空蒸馏分离）。产物分离：还原产物为海绵钛、Mg和MgCl₂的混合物。通过真空蒸馏（1000-1100℃，真空度＜1Pa）使Mg（沸点1090℃）和MgCl₂（沸点1412℃）挥发，冷凝回收，剩余固体为海绵钛。4.稀土元素（REEs）的溶剂萃取分离中，“分馏萃取”的原理是什么？举例说明其在轻稀土分离中的应用。答案：原理：分馏萃取是将萃取段与反萃段结合，通过控制萃取剂流量、料液流量和反萃剂流量，使易萃取组分（如重稀土）在萃取段被萃取剂富集，难萃取组分（如轻稀土）在反萃段被反萃剂洗脱，最终实现相邻稀土元素的高纯度分离。应用（以镧（La）、铈（Ce）分离为例）：料液（La³⁺、Ce³⁺混合溶液）从中间进入萃取槽，萃取剂（如P507-煤油）从一端流入（萃取段），反萃剂（稀盐酸）从另一端流入（反萃段）。Ce³⁺与P507的络合能力略强于La³⁺，因此Ce³⁺被萃取剂带入有机相并向萃取段移动，La³⁺则被反萃剂洗脱进入水相并向反萃段移动。最终，有机相富集Ce³⁺，水相富集La³⁺，通过多级逆流萃取可使纯度达到99%以上。5.简述钒钛磁铁矿提钒的“钠化焙烧-水浸”工艺的主要反应及关键控制条件。答案：主要反应：①钒钛磁铁矿（FeO·V₂O₃·TiO₂）中的V³⁺被氧化为V⁵⁺：4(FeO·V₂O₃)+5O₂→2Fe₂O₃+4V₂O₅②加入钠盐（如NaCl、Na₂CO₃）后，V₂O₅与Na₂CO₃反应生成可溶性偏钒酸钠：V₂O₅+Na₂CO₃→2NaVO₃+CO₂↑③杂质铁、钛的反应：FeO被氧化为Fe₂O₃（不溶），TiO₂与Na₂CO₃反应生成Na₂TiO₃（难溶）。关键控制条件：焙烧温度（800-900℃，低于950℃避免生成难溶的钒铁尖晶石）、钠盐添加量（理论量1.1-1.3倍）、焙烧时间（2-3小时）、氧气浓度（≥18%，保证V³⁺充分氧化）、水浸温度（80-90℃）、水浸pH（8-9，避免NaVO₃水解）。四、计算题（每题10分，共20分）1.某锑精矿含Sb₂S₃65%、FeS₂10%、SiO₂25%（质量分数），采用氧化焙烧脱除硫，要求焙烧后焙砂中硫含量≤1.5%（以S计）。假设Sb₂S₃的脱硫率为98%，FeS₂的脱硫率为95%，计算每吨精矿需要的理论空气量（空气密度1.293kg/m³，O₂体积分数21%，S的原子量32，O的原子量16）。解：（1）计算精矿中硫的总质量：Sb₂S₃含硫量：(3×32)/(2×121.76+3×32)×65%=(96/339.52)×65%≈18.26%FeS₂含硫量：(2×32)/(55.85+2×32)×10%=(64/119.85)×10%≈5.34%总硫含量：18.26%+5.34%=23.6%每吨精矿含硫质量：1000kg×23.6%=236kg（2）计算焙烧后剩余硫质量：允许剩余硫≤1.5%×1000kg=15kg脱除硫质量=236kg-15kg=221kg（3）计算各硫化物脱除的硫量：Sb₂S₃脱除硫：236kg×(65%/23.6%)×98%=236kg×(18.26%/23.6%)×98%≈236kg×0.774×0.98≈177.5kgFeS₂脱除硫：236kg×(5.34%/23.6%)×95%=236kg×0.226×0.95≈50.5kg验证：177.5+50.5=228kg（略高于221kg，因允许硫含量为≤1.5%，实际取221kg）（4）计算脱硫反应的需氧量：Sb₂S₃氧化反应：2Sb₂S₃+9O₂→2Sb₂O₃+6SO₂每脱除1molS（32g）需O₂：(9/6)mol=1.5molFeS₂氧化反应：4FeS₂+11O₂→2Fe₂O₃+8SO₂每脱除1molS需O₂：(11/8)mol=1.375mol脱除Sb₂S₃的S物质的量：177500g/32g/mol≈5546.88mol需O₂：5546.88mol×1.5=8320.31mol脱除FeS₂的S物质的量：50500g/32g/mol≈1578.13mol需O₂：1578.13mol×1.375≈2179.69mol总需O₂：8320.31+2179.69=10500mol（5）计算理论空气量：O₂体积（标准状况）：10500mol×22.4L/mol=235200L=235.2m³空气体积：235.2m³/21%≈1120m³空气质量：1120m³×1.293kg/m³≈1448.16kg答案：每吨精矿需要理论空气量约1120m³（或1448kg）。2.某钴精矿含Co8%、Fe15%、Cu0.5%（质量分数），采用硫酸浸出（H₂SO₄过量），浸出率Co98%、Fe95%、Cu90%。浸出液体积为5m³，需用黄钠铁矾法（NaFe₃(SO₄)₂(OH)₆）除铁，要求除铁后液中Fe³⁺浓度≤0.01g/L。计算：（1）浸出液中初始Fe³⁺浓度（g/L）；（2）需要添加的Na₂CO₃质量（假设Na⁺全部来自Na₂CO₃，反应式：3Fe₂(SO₄)₃+6H₂O+Na₂CO₃→2NaFe₃(SO₄)₂(OH)₆↓+5H₂SO₄+CO₂↑）。解：（1）计算浸出液中初始Fe³⁺质量：每吨精矿含Fe：1000kg×15%=150kg=150000g浸出Fe质量：150000g×95%=142500g浸出液体积5m³=5000L初始Fe³⁺浓度：142500g/5000L=28.5g/L（2）计算需沉淀的Fe³⁺质量：除铁后允许Fe³⁺质量：5000L×0.01g/L=50g需沉淀Fe³⁺质量：142500g-50g=142450gFe³⁺的物质的量：142450g/55.85g/mol≈2550mol根据反应式：3Fe₂(SO₄)₃→2NaFe₃(SO₄)₂(OH)₆，即6molFe³⁺生成2molNaFe₃(SO₄)₂(OH)₆，需1molNa₂CO₃。6molFe³⁺对应1molNa₂CO₃2550molFe³⁺需Na₂CO₃物质的量：2550/6=425molNa₂CO₃质量：425mol×105.99g/mol≈45045.75g≈45.05kg答案：（1）初始Fe³⁺浓度28.5g/L；（2）需添加Na₂CO₃约45.05kg。五、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-电积”工艺处理高砷锡精矿（含Sn45%、As8%、S12%、SiO₂35%），生产中出现以下问题：（1）焙烧炉烟气中SO₂浓度不稳定（5-15%）；（2）酸浸液中As浓度高达20g/L，影响后续萃取；（3）电积锡产品含铅量超标（＞0.1%）。分析原因并提出改进措施。答案：（1）SO₂浓度不稳定原因：①精矿成分波动（如S含量变化）或加料不均匀，导致焙烧反应速率波动；②焙烧温度控制不当（低于800℃时，S氧化不完全；高于1000℃时，SnO₂与SiO₂形成低熔点硅酸盐，包裹未反应的S）；③炉内氧气分布不均（局部缺氧导致S燃烧不充分）。改进措施：①预处理精矿（配矿），稳定S含量（如控制在10-13%）；②优化焙烧温度（850-950℃），采用富氧焙烧（O₂浓度25-30%）提高反应速率；③改进炉型（如采用流态化焙烧炉），增强物料与氧气的接触。（2）酸浸液As浓度高原因：①焙烧时As未充分挥发（As₂O₃沸点465℃，若焙烧温度＜500℃，As₂O₃挥发不完全）；②焙砂中残留As以As₂O₃形式存在，易溶于酸（As₂O₃+6HCl→2AsCl₃+3H₂O）；③酸浸条件（如温度、酸度）控制不当，促进As溶解。改进措施：①提高焙烧温度至600-700℃，延长停留时间（2-3小时），使As以As₂O₃形式挥发（回收率＞90%）；②焙烧烟气通过收尘器（如电除尘+布袋除尘）回收As₂O₃（白砷），减少进入酸浸的As量；③酸浸时添加氧化剂（如H₂O₂），将As³⁺氧化为As⁵⁺（H₃AsO₄），然后加CaO中和至pH=3-4，使As以Ca₃(AsO₄)₂沉淀除去。（3）电积锡含铅超标原因：①酸浸液中Pb²⁺未有效除去（铅以PbSO₄形式存在，若H₂SO₄浓度过高，PbSO₄溶解度增加）；②萃取剂（如TBP）对Pb²⁺的选择性差，导致Pb²⁺进入有机相并被反萃至电积液；③电积条件（如电流密度、温度）不当，Pb²⁺与Sn²⁺共沉积。改进措施：①酸浸后先除铅：调节pH=1.5-2.0，加Na₂S使Pb²⁺生成PbS沉淀（Ksp=9.04×10⁻²⁹，远小于SnS的Ksp=1.0×10⁻²⁵，可选择性沉淀Pb）；②优化萃取工艺（如采用P204优先萃取杂质，再用P507萃取Sn），提高对Sn的选择性；③控制电积条件：电流密度150-200A/m²，温度30-40℃，添加明胶（0.1-0.3g/L）作为添加剂，抑制Pb共沉积。2.稀土分离