2025年选矿工程师试题及答案

2025年选矿工程师试题及答案一、矿物学基础与工艺矿物学1.【单项选择】某铜矿床中黄铜矿与斑铜矿呈显微粒状嵌布，粒度集中于5～25μm，磨矿细度P80=74μm时，单体解离度仅62%。若将P80降至38μm，下列哪一指标变化趋势最符合实际？A.黄铜矿回收率↑，尾矿Cu品位↓，磨矿能耗↓B.黄铜矿回收率↑，尾矿Cu品位↓，磨矿能耗↑C.黄铜矿回收率↓，尾矿Cu品位↑，磨矿能耗↑D.黄铜矿回收率↑，尾矿Cu品位↑，磨矿能耗↑答案：B解析：粒度减小使有用矿物充分暴露，回收率提高；尾矿Cu随未解离颗粒减少而下降；能耗与新生表面积呈正相关，故能耗上升。A项能耗下降错误；C、D项尾矿Cu品位上升与回收率下降矛盾。2.【填空】某金矿石中可见金呈裂隙金与包体金两种形式，电子探针测得裂隙金成色为950‰，包体金成色为860‰。若原矿Au品位为3.2g/t，其中裂隙金占比38%，则裂隙金对原矿Au品位的贡献值为______g/t。（保留两位小数）答案：1.22解析：3.2g/t×38%=1.216g/t≈1.22g/t。成色差异不影响质量分数计算，仅影响冶炼配金。3.【判断改错】工艺矿物学研究表明，矿石中滑石含量每增加1%，铜粗选泡沫黏度增加约4%，因此滑石属于“易浮脉石”而非“活化脉石”。（）答案：错误。改：滑石属于“天然可浮性好的易浮脉石”，而非“活化脉石”；活化脉石指需金属离子活化后才具可浮性的矿物，如石英被Cu²⁺活化。解析：易浮与活化概念混淆是常见误区。4.【简答】某钼矿床中辉钼矿与石英呈典型“薄膜—裂隙”式嵌布，石英表面常附着极细粒碳质。试说明碳质对辉钼矿浮选的影响机制，并给出两条针对性抑制碳质的实验室验证方法。答案：机制：碳质具天然疏水性，竞争吸附捕收剂煤油，形成“碳质—辉钼矿”团聚，降低辉钼矿选择性；同时碳质覆盖石英表面，造成泡沫“假富集”，导致精矿Mo品位虚高但回收率下降。验证方法：①微量浮选对比：分别添加0、50、100g/t糊精预抑制碳质，固定煤油120g/t，比较Mo回收率与精矿Mo品位，验证糊精选择性抑制碳质而不抑制辉钼矿的窗口；②TOFSIMS面扫描：对浮选尾矿中+38μm碳质颗粒进行表面离子成像，比较C₂H₃O⁻（碳质）与MoS₂⁻（辉钼矿）信号重叠度，量化碳质对辉钼矿的罩盖率。二、粉碎与分级5.【计算】某选厂一段球磨机规格为φ3.2m×4.5m，有效容积22.5m³，工作转速率75%，钢球充填率32%。现拟改用复合衬板，可使有效内径增加20mm，若保持充填率与转速率不变，计算新衬板下钢球充填质量变化幅度。（钢球密度7.8t/m³，保留一位小数）答案：+1.9t解析：原有效内径=3.2m−2×0.04m（衬板厚）=3.12m新有效内径=3.12m+0.02m×2=3.16m充填体积V=π/4·D²·L·充填率Δm=7.8×π/4×(3.16²−3.12²)×4.5×0.32=1.85t≈1.9t6.【多项选择】关于水力旋流器“鱼钩”效应（fishhook）的描述，下列哪些说法正确？A.细粒级回收率曲线出现局部峰值B.主要机制为湍流扩散导致细粒进入沉砂C.颗粒密度差异是必要前提D.可通过降低给矿浓度缓解答案：A、D解析：B项应为“颗粒惯性—湍流耦合再entrainment”；C项错误，鱼钩在石英—水体系同样出现，与密度无关。7.【案例分析】某铁矿二段磨矿回路采用螺旋分级机+球磨机闭路，溢流200目占65%，现场发现分级机溢流中+0.15mm颗粒含量达4.5%，造成后续弱磁选尾矿铁损失升高。试给出两条改造方案并量化预期效果。答案：方案一：更换为φ500mm水力旋流器组（2用1备），给矿压力0.12MPa，模拟计算溢流200目可提升至78%，+0.15mm颗粒降至1.2%，预计尾矿TFe降低1.1个百分点。方案二：保留螺旋分级机，但在返砂端增加直线筛（0.8mm筛缝），筛上返回球磨，筛下进入分级机，相当于“预先分级+检查分级”联合。工业试验显示+0.15mm颗粒降至2.0%，尾矿TFe降低0.7个百分点，改造费用仅为旋流器方案的35%。三、重选与磁电选8.【单项选择】某海滨砂矿含钛铁矿（ρ=4.7g/cm³）、独居石（ρ=5.2g/cm³）、石英（ρ=2.65g/cm³），拟采用φ1.2m螺旋溜槽分选。若给矿浓度30%，给矿量2.5t/h，预计钛铁矿精矿品位与回收率分别为：A.TiO₂38%，回收率78%B.TiO₂42%，回收率82%C.TiO₂45%，回收率75%D.TiO₂48%，回收率70%答案：B解析：钛铁矿与石英密度差大，螺旋溜槽可获TiO₂42%左右，回收率80%以上；独居石密度更高，但含量低，对指标影响有限。9.【计算】某贫赤铁矿采用SLon1750高梯度磁选机，背景场强1.0T，给矿铁品位28%，经一次粗选获得精矿产率38%、品位58%。若尾矿品位降至8%，求理论上需要增加的选别段数及每段铁回收率。（假设各段回收率相同，富集比线性递减）答案：设原矿100t，Fe金属量28t；现有精矿38t×58%=22.04t，尾矿Fe损失5.96t。目标尾矿8%，则精矿+中矿Fe金属量需28−(100−精矿产率)×8%。设需n段，每段回收率ε，总回收率εⁿ=22.04/28=0.787，解得n≈2段，即增加1段精选即可，每段回收率ε=√0.787=0.887。10.【简答】说明电选分选钛铁矿与锆英石时，为何需将给矿温度预热至80～120℃，并给出两条工业预热方式。答案：钛铁矿与锆英石均属高阻矿物，常温下表面电荷衰减慢，分选效率低；升温可降低颗粒表面电阻，加速电荷弛豫，使电选机高压极板（20～40kV）产生的电荷差异迅速显现，提高分选精度。工业预热：①不锈钢蒸汽回转窑，利用低压余热蒸汽（0.3MPa）间接加热，给矿停留3min可升温至95℃，热效率>75%；②微波预热皮带，在电选给矿皮带上方布置2.45GHz微波阵列，功率密度15kW/m²，30s内将矿温升至110℃，适合处理量<10t/h场合。四、浮选理论与药剂11.【单项选择】在铜硫分离实践中，常用石灰调浆至pH=11.5抑制黄铁矿。若矿浆中CaO实际质量浓度为800mg/L，则对应的Ca²⁺活度约为（25℃，CaO摩尔质量56g/mol，Ca(OH)₂溶度积Ksp=5.5×10⁻⁶）A.0.6mmol/LB.1.0mmol/LC.1.4mmol/LD.2.2mmol/L答案：C解析：pH=11.5→pOH=2.5→[OH⁻]=3.16mmol/L；由Ksp=[Ca²⁺][OH⁻]²，得[Ca²⁺]=Ksp/[OH⁻]²=5.5×10⁻⁶/(3.16×10⁻³)²=0.55mmol/L；但CaO过量，Ca²⁺受同离子效应影响，实测活度约1.4mmol/L。12.【填空】某铅锌矿采用乙硫氮（SN9）作捕收剂，其临界胶束浓度CMC为0.25mmol/L。若矿浆温度由15℃升至35℃，CMC通常将______（填“升高”或“降低”），原因是______。答案：升高；温度升高破坏水分子氢键网络，疏水效应减弱，表面活性剂分子更易分散于液相，需更高浓度才能形成胶束。13.【案例分析】某萤石矿浮选使用油酸作捕收剂，冬季水温8℃时，粗选回收率仅65%，夏季25℃时回收率82%。现场拟采用“乳化油酸+超声波瞬时加热”技术，将矿浆温度瞬时提升至30℃，能耗≤2kWh/t。试设计乳化油酸配方并验证能耗。答案：配方：油酸:柴油:OP10=6:3:1（质量比），高速剪切（8000r/min，3min）得平均粒径0.8μm乳液，稳定性>48h。能耗：超声波换能器功率3kW，处理矿浆流量1.5m³/min，即90t/h，单位能耗3/90=0.033kWh/t，远低于2kWh/t限值。工业试验回收率由65%提至80%，接近夏季指标。14.【简答】解释“硫化钠分段添加”对氧化铜矿浮选的作用机理，并给出实验室验证方案。答案：机理：硫化钠（Na₂S）使孔雀石表面硫化生成CuS薄膜，增强黄药吸附；但过量S²⁻会竞争吸附，抑制已硫化表面。分段添加可在粗选保持适量S²⁻，精选降低S²⁻浓度，避免过硫化。验证：①微量浮选：孔雀石纯矿物，固定丁黄药5×10⁻⁵mol/L，Na₂S一次添加1000g/t与分段（粗选600+精选400g/t）对比，回收率由68%提至84%；②XPS：分段添加后Cu2p₃/₂峰位932.6eV（CuS）占比由55%提至78%，S2p峰位161.8eV（S²⁻）强度降低，证明表面硫化适度。五、化学选矿与生物浸出15.【计算】某低品位金矿（Au1.4g/t，As0.18%，S1.2%）采用生物预氧化—氰化提金，生物槽矿浆浓度15%，停留4d，As去除率78%，S氧化率68%。若后续氰化NaCN用量由常规1.2kg/t降至0.4kg/t，求氰化钠节省成本。（NaCN单价22元/kg）答案：节省成本=(1.2−0.4)×22=17.6元/t矿。解析：生物氧化破坏包裹金的砷黄铁矿，暴露金粒，降低氰化物消耗。16.【单项选择】关于生物浸出中“铁硫氧化菌”功能，下列哪项描述错误？A.氧化Fe²⁺为Fe³⁺提供氧化剂B.氧化S⁰为SO₄²⁻降低pHC.直接氧化CuS晶格释放Cu²⁺D.分泌胞外多聚物（EPS）促进矿物—细胞接触答案：C解析：CuS为次生硫化铜，细菌间接氧化为主，直接氧化速率极低。17.【简答】某镍红土矿采用高压酸浸（HPAL）工艺，浸出液含Ni4.5g/L、Fe18g/L、Al3g/L，温度250℃。试说明采用“中和—沉淀—再浸出”循环回收镍的流程要点，并计算中和至pH=2.5时理论石灰石消耗量（kg/t矿）。答案：流程：高温浸出液闪蒸降温至90℃，加入石灰石浆中和至pH=2.5，使Fe³⁺、Al³⁺水解沉淀，Ni²⁺留在溶液；过滤后液返回常压浸出，渣堆存。计算：每升溶液Fe³⁺0.32mol，Al³⁺0.11mol，中和需OH⁻(0.32×3+0.11×3)=1.29mol；CaCO₃+2H⁺→Ca²⁺+CO₂+H₂O，需CaCO₃0.645mol/L，即64g/L。按液固比3:1，每吨矿对应3m³溶液，消耗石灰石192kg/t。六、固液分离与尾矿处置18.【计算】某铜矿尾矿采用深锥浓密机，给矿浓度8%，处理量800m³/h，底流浓度目标55%，絮凝剂单耗25g/t。若浓密机面积负荷0.8m³/(m²·h)，求所需浓密面积与年絮凝剂用量。（年作业330d）答案：面积=800/0.8=1000m²；干矿量=800×8%×2.7t/m³=172.8t/h，年矿量=172.8×24×330=1.37Mt；絮凝剂=25g/t×1.37Mt=34.2t/a。19.【案例分析】某铅锌矿尾矿库渗漏水中Cd0.08mg/L，超标8倍，采用“硫化—陶瓷膜”工艺，硫化钠投加量按Cd:S²⁻=1:3（摩尔比），膜通量120L/(m²·h)，回收率90%。若处理水量200m³/h，计算日投加Na₂S量与所需膜面积。答案：Cd流量=200×0.08g/h=16g/h=0.14mol/h；Na₂S=0.14×3×78g/mol=32.8g/h=0.79t/d；膜面积=200×1000/120=1667m²，考虑10%富余，实际1840m²。七、过程模拟与优化20.【综合设计】某磁铁矿选厂现有“三段一闭路破碎+两段球磨+三次磁选”流程，原矿TFe28%，精矿TFe65%，尾矿TFe8%，处理量200万t/a。现拟通过“高压辊磨（HPGR）替代细碎+干式预选”改造，预计可实现：①细碎产品P80由12mm降至5mm，且产生−0.074mm10%的预粉化；②干式磁选预选可抛尾产率25%，品位4.5%；③入磨粒度降低后，磨矿能耗降低18%。试计算：（1）年减少入磨