2025年选矿厂设计考试试卷及答案

2025年选矿厂设计考试试卷及答案一、单项选择题（每题2分，共20分）1.某铜矿石硬度系数f=14，要求最终破碎产品粒度-12mm，合理的破碎流程段数应为（）。A.一段破碎B.两段破碎C.三段破碎D.四段破碎2.针对嵌布粒度较细（-0.074mm占85%）的磁铁矿，优先选择的磨矿介质是（）。A.钢球B.钢棒C.砾石D.陶瓷球3.处理量为500t/h的铅锌矿浮选作业，若采用充气机械搅拌式浮选机，单槽容积宜选（）。A.8m³B.20m³C.50m³D.100m³4.某金矿精矿浓度为45%，需脱水至水分8%，优先选用的设备是（）。A.浓密机B.压滤机C.离心脱水机D.过滤机5.选矿厂设计中，“破碎-磨矿”段的设备配置应遵循（）原则。A.高海拔布置，利用重力运输B.低海拔集中布置，减少运输能耗C.按工艺流程顺序，阶梯式降坡布置D.设备间距≥2m，便于检修6.计算磨矿机处理能力时，需修正的关键参数不包括（）。A.矿石可磨性系数B.磨矿浓度C.给矿粒度特性D.设备安装角度7.尾矿库设计中，初期坝的最小安全超高应不小于（）。A.0.3mB.0.5mC.0.8mD.1.0m8.浮选工艺流程设计中，“中矿返回”的主要目的是（）。A.提高精矿品位B.降低药剂消耗C.回收未充分分选的有用矿物D.减少尾矿量9.选矿厂自动化系统中，实现磨矿浓度闭环控制的关键检测仪表是（）。A.核子秤B.超声波浓度计C.电磁流量计D.在线粒度分析仪10.某铁矿原矿品位30%，精矿品位65%，尾矿品位8%，理论回收率为（）。A.82.3%B.86.5%C.90.2%D.94.1%二、填空题（每空1分，共20分）1.破碎流程的“三段一闭路”指粗碎、中碎、细碎与（）闭路。2.磨矿机的临界转速计算公式为（）（n_c=42.3/√D，D为筒体直径m）。3.浮选药剂按作用分为捕收剂、起泡剂和（）。4.浓密机的处理能力主要取决于（）和固体颗粒沉降速度。5.选矿厂设计中，年工作制度通常按（）天计算，每天（）小时。6.物料平衡计算的核心公式是（）（Q原=Q精+Q尾）和（）（αQ原=βQ精+θQ尾）。7.球磨机的充填率一般控制在（）%～（）%，过高会导致（）。8.厂址选择时，应避开（）、（）等工程地质不良区域。9.尾矿库排洪系统的形式包括（）、（）和斜槽排洪。10.选矿厂能耗指标通常以（）（单位：kWh/t）表示。三、简答题（每题8分，共40分）1.简述阶段磨矿与一次磨矿的适用场景及优缺点。2.破碎流程段数选择的主要依据有哪些？需考虑哪些技术经济指标？3.浮选工艺流程设计时，如何根据矿石性质确定“优先浮选”或“混合浮选”？4.选矿厂厂址选择需满足哪些环保要求？列举3项关键措施。5.说明磨矿-分级回路中，螺旋分级机与水力旋流器的匹配原则及优化方向。四、计算题（每题10分，共20分）1.某选矿厂处理原矿量为2000t/d，原矿铜品位0.8%，精矿铜品位25%，尾矿铜品位0.1%。（1）计算精矿和尾矿的日产量（t/d）；（2）计算铜的实际回收率（假设机械损失率为2%）。2.设计一段磨矿流程，给矿粒度为-12mm（80%passing），要求排矿粒度-0.074mm占75%。已知矿石可磨性系数为1.2（以标准矿石可磨性为1），单台球磨机（φ3.6×4.5m）的处理能力为45t/h（按标准矿石、标准粒度计算）。（1）计算实际处理能力修正值；（2）若设计处理量为300t/h，需配置几台球磨机？五、综合题（20分）某铜钼矿矿石性质：铜品位0.6%（主要为黄铜矿），钼品位0.03%（主要为辉钼矿），嵌布粒度：铜矿物0.02～0.2mm（占85%），钼矿物0.01～0.1mm（占90%），脉石以石英、方解石为主，硬度f=8～10。要求：设计该选矿厂的工艺流程（需包括破碎、磨矿、分选、脱水环节），并说明各环节设备选型依据、关键技术参数及预期分选指标（回收率、品位）。答案一、单项选择题1.C2.A3.B4.B5.C6.D7.B8.C9.B10.A二、填空题1.细碎2.n_c=42.3/√D3.调整剂4.单位面积处理量（或面积负荷）5.330；246.质量平衡；金属量平衡7.30；45；磨矿效率下降（或衬板磨损加剧）8.断层；溶洞（或滑坡体、泥石流区）9.溢洪道；隧洞10.单位处理量电耗三、简答题1.阶段磨矿适用于有用矿物嵌布粒度不均、需提前分选粗粒单体的矿石（如部分铜矿石）。优点：减少过磨、降低能耗；缺点：流程复杂、设备投资高。一次磨矿适用于嵌布粒度均匀的矿石（如磁铁矿）。优点：流程简单、操作方便；缺点：易过磨细粒矿物，影响分选指标。2.主要依据：原矿最大粒度、最终破碎产品粒度、矿石硬度（f值）。技术经济指标：破碎比（总破碎比=原矿最大粒度/产品粒度）、设备投资（多段破碎设备费用高）、能耗（三段破碎能耗高于两段）、产品粒度均匀性（多段破碎产品更均匀）。3.优先浮选适用于有用矿物可浮性差异大、分离要求高的矿石（如铜铅分离），优点是精矿质量高；混合浮选适用于有用矿物可浮性相近、需集中回收的矿石（如铜钼矿），优点是流程简单、药剂消耗低。判断依据：通过矿石可选性试验（如不同pH值下的浮选速率差异）确定可浮性差异，若差异显著（回收率差>20%）则选优先浮选，否则选混合浮选。4.环保要求：①厂界噪声≤65dB（昼间）；②粉尘排放浓度≤10mg/m³；③生产废水循环利用率≥95%。关键措施：破碎筛分车间设密闭罩+袋式除尘器；磨矿回路采用湿式作业；尾矿库设截洪沟防止雨水混入，澄清水返回选矿厂复用。5.匹配原则：粗粒分级（-0.3mm）用螺旋分级机（处理量大、返砂浓度高），细粒分级（-0.074mm）用水力旋流器（分级效率高）。优化方向：旋流器与球磨机形成闭路，控制分级粒度；螺旋分级机返砂直接给入球磨机，减少运输能耗；通过调整旋流器压力（0.1～0.3MPa）和沉砂嘴直径优化分级效率。四、计算题1.（1）设精矿量为Q精，尾矿量为Q尾，则：Q原=Q精+Q尾→2000=Q精+Q尾金属平衡：0.8%×2000=25%×Q精+0.1%×Q尾联立解得：Q精=（0.8×20000.1×2000）/(25-0.1)=(1600-200)/24.9≈56.22t/dQ尾=2000-56.22=1943.78t/d（2）理论回收率ε理=（β(α-θ)）/(α(β-θ))×100%=（25×(0.8-0.1)）/(0.8×(25-0.1))×100%≈(25×0.7)/(0.8×24.9)≈17.5/19.92≈87.8%实际回收率ε实=ε理×(1-机械损失率)=87.8%×98%≈86.0%2.（1）处理能力修正公式：Q实=Q标×K1×K2，其中K1为可磨性系数（1.2），K2为粒度修正系数（给矿-12mm到排矿-0.074mm占75%，查标准表得K2≈0.85）。Q实=45×1.2×0.85=45×1.02=45.9t/h（2）需配置台数=设计处理量/Q实=300/45.9≈6.54，取7台。五、综合题工艺流程设计：1.破碎：原矿最大粒度500mm，最终破碎产品-12mm（满足磨矿给矿要求）。采用三段一闭路流程：粗碎（颚式破碎机，PE1200×1500，处理能力400～800t/h）→中碎（圆锥破碎机，PYB1750，处理能力110～350t/h）→细碎（圆锥破碎机，PYD1750，处理能力55～150t/h），细碎与振动筛（3YZS2460，筛孔12mm）闭路。2.磨矿：矿石硬度f=8～10，嵌布粒度较细（铜-0.2mm、钼-0.1mm），采用一段闭路磨矿。球磨机（φ3.6×6.0m，处理能力80～100t/h）与水力旋流器（φ500mm，压力0.15MPa，分级粒度-0.074mm占80%）闭路，控制磨矿浓度65%～70%。3.分选：铜钼可浮性相近（均为硫化矿），采用混合浮选→分离浮选流程。混合浮选：添加石灰（pH=9～10）、丁基黄药（捕收剂，100g/t）、2油（起泡剂，30g/t），粗选1次、扫选2次、精选1次，获得铜钼混合精矿（铜品位8%、钼品位0.4%）。分离浮选：混合精矿添加硫化钠（抑铜浮钼，用量2000g/t）、煤油（捕收钼，50g/t），粗选1次、扫选1次、精选3次，获得钼精矿（钼品位45%，回收率85%）和铜精矿（铜品位22%，回收率88%）。4.脱水：铜精矿（浓度30%）经浓密机（φ15m，处理能力0.8t/(m