摘要：
通过模拟实际溶液与工业现场取样对比分析，探究湿法炼锌过程溶液中钙、镁的结晶机理。结果表明，溶液温度的降低是钙、镁结晶析出的主导因素；溶液中镁离子可诱导主金属元素锌的结晶析出；溶液中钙离子与镁离子在结晶析出过程中存在高盐分作用下的竞争反应，高温下溶液中钙离子易于镁离子优先结晶析出，低温下溶液中镁离子易于钙离子结晶析出。

摘要：
考察Fe3+浓度、Fe3+/Fe2+对土状铜矿中铜浸出率的影响，分析了酸浸过程中铁离子提高铜浸出率的机理。结果表明，在矿浆浓度30%、酸浓度36.8g/L、12.0 g/L硫酸铁溶液浸出土状矿48 h后，铜浸出率为62.4%，与无铁时铜浸出率相比提高了10个百分点。其中有92.6%游离氧化铜、70.3%结合氧化铜、35.6%次生硫化铜和11.8%原生硫化铜被浸出，除原生硫化铜外，均比无铁时有明显提高。并且随着Fe2+/Fe3+的降低，铜浸出率逐渐增加。增加Fe3+浓度提高了溶液电位，从而提高铜浸出率。

摘要：
采用次氯酸钠浸出方法降低含砷铜矿中的砷含量。最佳工艺条件为：温度30 ℃、粒度54~74 μm、NaClO浓度0.39 mol/L、NaOH用量为矿样的1.67%、时间90 min、液固比40︰1（mL/g），砷浸出率为47.53%。微波场和辉光放电等离子体场辅助次氯酸钠浸出，砷浸出率分别为66%、72.88%，处理后铜矿中砷含量分别降至0.15%、0.12%，均满足铜精矿二级品砷含量的指标要求。

摘要：
对沉铁渣还原熔炼—高温烟化过程的渣型进行研究。结果表明，沉铁渣的熔点介于1 100~1 200 ℃，且在CaO/SiO2=0.75、1≤Fe2O3/SiO2≤10和1 250 ℃的条件下，沉铁渣的黏度介于0.6~0.7 Pa?s，流动性较好，铅锌挥发率较高（>96%），可以满足烟化炉作业对炉渣性能的要求。

摘要：
以电弧炉炼锡产生的废渣为原料，盐酸为浸出剂，在温度40 ℃、液固比25︰1(mL/g)、搅拌速度250 r/min的条件下进行锡的富集。废渣中的锡含量由1.82%富集到13.61%，富集后的废渣再经酸浸、锌置换处理后，最终获得纯度98%的金属锡，锡回收率达99.5%，硅组分和钙组分的脱除率分别达到83.42%和94.21%，可以作为副产物出售，实现二次资源化。

摘要：
选用盐酸和蒸馏水对D201强碱性阴离子交换树脂(Cl型）进行脱附再生，考查洗脱剂浓度、洗脱时间、洗脱温度对洗脱效果的影响。结果表明，25 ℃时，使用2倍树脂体积的1 mol/L盐酸和3倍树脂体积的蒸馏水对吸附饱和的D201树脂(吸附含量14.4 mg/g）进行洗脱，脱铁率达到98％。

摘要：
对某含铜物料进行常压通氧酸浸研究，考察液固比、加酸量、温度、浸出时间对含铜物料中镍、铜浸出率的影响。结果表明，在常压条件下通过酸浸能够将含铜物料中的铜浸出，镍部分浸出，在下述最佳浸出条件下，铜、镍、铁的浸出率分别为96.65%、7.63%、39.84%：液固比8︰1、温度85 ℃、加酸量120 g/L、时间6 h。

摘要：
采用亚甲基蓝作为还原剂，在硫酸体系中直接浸出低品位钴土矿，考察了亚甲基蓝浓度、硫酸浓度、反应温度、反应时间等对浸出率的影响。结果表明，在下述最优条件下，钴土矿中钴和锰的浸出率可同时达到99%以上：硫酸初始浓度1.6 mol/L，亚甲基蓝初始浓度5 g/L，反应温度95 ℃，浸出时间4 h，液固比3︰1。

摘要：
对钠硅渣熟料配方及烧结温度进行了试验研究，并进行探索性工业溶出试验。结果表明，钠硅渣熟料应采用高钙比(C/S=2.1～2.2)配方，熟料烧结温度宜在1 200～1 270 ℃；由于熟料品位低，使得溶出液固含高、溶出二次反应剧烈，溶出浆液必需进行快速分离，以获得较好的溶出效果。

摘要：
分别对盘磨（粒径830 μm占75%）和球磨（粒径75 μm占85%）的一水硬铝石型高硫铝土矿进行焙烧脱硫处理，并与原矿进行溶出对比研究。结果表明，在700 ℃焙烧30 min后，盘磨矿与球磨矿的硫含量分别从2.33%降至0.68%与0.64%，可以满足氧化铝生产工艺要求。当溶出条件为苛碱浓度245 g/L、溶出温度260 ℃、石灰添加量8%、溶出时间60 min时，焙烧矿氧化铝溶出率提高3.0~4.5个百分点。

摘要：
采用硫酸焙烧—浸出工艺从某难处理石煤中提钒，分析了硫酸焙烧及浸出过程中矿物物相及微观结构的变化。结果表明，当加入0.25 mL/g硫酸在200 ℃焙烧1.5 h后，按液固比（mL/g）为1.2在80 ℃浸出60 min的条件下，钒浸率可达到85.57%。硫酸焙烧过程中方解石转变为硬石膏，含钒云母结构被破坏，同时生成硫酸铝钾晶相，矿物微观结构疏松多孔。与传统酸浸工艺相比，硫酸焙烧—浸出工艺的焙烧温度低、浸出过程无助浸剂、浸出时间短、浸出率高、能耗低。

摘要：
采用离子交换法从含铼酸性溶液中提取铼，通过静态试验确定选用D296树脂，通过动态试验考察了料液pH、流速和料液与树脂体积比对铼吸附率的影响，并测定了铼吸附曲线。结果表明，在反应温度25 ℃、料液pH=1.5、吸附流速每小时7.2倍树脂床体积的条件下，铼吸附率达到97.91%，每克D296树脂对铼的饱和吸附容量为114 mg。

摘要：
某含砷含碳难处理卡琳型难选金矿中金主要以显微、亚显微形式被毒砂所包裹，浮选金矿的回收率不足40%，直接氰化回收率更是不足5%。采用细菌氧化—氰化提金工艺，在矿石细度-74 μm占81%、温度30 ℃、pH 1.6左右、矿浆浓度20%、细菌氧化4 d的条件下，硫氧化率达到95%以上，金浸出率提高到93.81%。

摘要：
以钨矿机械活化碱煮搅拌釜试验模型为对象，建立了几何相似放大的搅拌釜模型，并基于Fluent软件对模型进行模拟分析。结果表明，放大的搅拌釜在顶部两端区域易形成流动死区，不利于固液混合。优化该放大模型的搅拌釜结构和搅拌桨安装方式后能避免产生流动死区。改变搅拌釜模型的容积和搅拌桨转速，对比分析优化前后搅拌釜内流体的混合特性和搅拌功率，建立了混合特性评价体系，同等条件下，优化后的搅拌釜能缩短混合时间，提高混合效率。

摘要：
将镁还原渣加石英砂焙烧后，用盐酸酸浸并将酸浸渣加助剂焙烧，以提高易于植物吸收的有效硅含量。结果表明，镁渣加入石英砂焙烧后采用4 mol/L盐酸浸出，可使其中的氧化镁、氧化钙、氧化铁溶解进入溶液；酸浸渣焙烧后主要组成为二氧化硅，酸浸渣中加入助剂KOH于200 ℃焙烧6 h后，有效硅含量可达25.62%，比原始镁渣提高了488.97%。

摘要：
铅冶炼过程汞污染来源于铅精矿伴生，目前冶炼过程产生的汞污染物并没有得到有效回收利用。分析了铅冶炼行业汞污染来源和流向分布，并构建了铅冶炼行业废气中汞产排污系数体系，为我国铅冶炼行业汞污染防治提供技术支撑。

摘要：
采用化学沉淀—折点氯化法去除稀土氨氮废水中的氨氮。化学沉淀试验表明，调节废水pH=7，沉淀时间15 min，废水中氨氮的去除率可达90.64%；折点氯化试验表明，调节废水pH=7，次氯酸钠溶液加入量为理论量的1.4倍，反应时间15 min，废水中氨氮浓度可降至8.35 mg/L，处理后的废水满足稀土工业废水氨氮排放标准，并且本工艺是经济可行的。

摘要：
简要介绍了印刷电路板的组成及特点，重点分析了常规方法和新技术在废旧印刷电路板回收利用中的应用及研究进展，并展望了废旧印刷电路板回收利用技术的发展方向。

摘要：
通过模拟实际溶液与工业现场取样对比分析，探究湿法炼锌过程溶液中钙、镁的结晶机理。结果表明，溶液温度的降低是钙、镁结晶析出的主导因素；溶液中镁离子可诱导主金属元素锌的结晶析出；溶液中钙离子与镁离子在结晶析出过程中存在高盐分作用下的竞争反应，高温下溶液中钙离子易于镁离子优先结晶析出，低温下溶液中镁离子易于钙离子结晶析出。

摘要：
考察Fe3+浓度、Fe3+/Fe2+对土状铜矿中铜浸出率的影响，分析了酸浸过程中铁离子提高铜浸出率的机理。结果表明，在矿浆浓度30%、酸浓度36.8g/L、12.0 g/L硫酸铁溶液浸出土状矿48 h后，铜浸出率为62.4%，与无铁时铜浸出率相比提高了10个百分点。其中有92.6%游离氧化铜、70.3%结合氧化铜、35.6%次生硫化铜和11.8%原生硫化铜被浸出，除原生硫化铜外，均比无铁时有明显提高。并且随着Fe2+/Fe3+的降低，铜浸出率逐渐增加。增加Fe3+浓度提高了溶液电位，从而提高铜浸出率。

摘要：
采用次氯酸钠浸出方法降低含砷铜矿中的砷含量。最佳工艺条件为：温度30 ℃、粒度54~74 μm、NaClO浓度0.39 mol/L、NaOH用量为矿样的1.67%、时间90 min、液固比40︰1（mL/g），砷浸出率为47.53%。微波场和辉光放电等离子体场辅助次氯酸钠浸出，砷浸出率分别为66%、72.88%，处理后铜矿中砷含量分别降至0.15%、0.12%，均满足铜精矿二级品砷含量的指标要求。

摘要：
对沉铁渣还原熔炼—高温烟化过程的渣型进行研究。结果表明，沉铁渣的熔点介于1 100~1 200 ℃，且在CaO/SiO2=0.75、1≤Fe2O3/SiO2≤10和1 250 ℃的条件下，沉铁渣的黏度介于0.6~0.7 Pa?s，流动性较好，铅锌挥发率较高（>96%），可以满足烟化炉作业对炉渣性能的要求。

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以电弧炉炼锡产生的废渣为原料，盐酸为浸出剂，在温度40 ℃、液固比25︰1(mL/g)、搅拌速度250 r/min的条件下进行锡的富集。废渣中的锡含量由1.82%富集到13.61%，富集后的废渣再经酸浸、锌置换处理后，最终获得纯度98%的金属锡，锡回收率达99.5%，硅组分和钙组分的脱除率分别达到83.42%和94.21%，可以作为副产物出售，实现二次资源化。

摘要：
选用盐酸和蒸馏水对D201强碱性阴离子交换树脂(Cl型）进行脱附再生，考查洗脱剂浓度、洗脱时间、洗脱温度对洗脱效果的影响。结果表明，25 ℃时，使用2倍树脂体积的1 mol/L盐酸和3倍树脂体积的蒸馏水对吸附饱和的D201树脂(吸附含量14.4 mg/g）进行洗脱，脱铁率达到98％。

摘要：
对某含铜物料进行常压通氧酸浸研究，考察液固比、加酸量、温度、浸出时间对含铜物料中镍、铜浸出率的影响。结果表明，在常压条件下通过酸浸能够将含铜物料中的铜浸出，镍部分浸出，在下述最佳浸出条件下，铜、镍、铁的浸出率分别为96.65%、7.63%、39.84%：液固比8︰1、温度85 ℃、加酸量120 g/L、时间6 h。

摘要：
采用亚甲基蓝作为还原剂，在硫酸体系中直接浸出低品位钴土矿，考察了亚甲基蓝浓度、硫酸浓度、反应温度、反应时间等对浸出率的影响。结果表明，在下述最优条件下，钴土矿中钴和锰的浸出率可同时达到99%以上：硫酸初始浓度1.6 mol/L，亚甲基蓝初始浓度5 g/L，反应温度95 ℃，浸出时间4 h，液固比3︰1。

摘要：
对钠硅渣熟料配方及烧结温度进行了试验研究，并进行探索性工业溶出试验。结果表明，钠硅渣熟料应采用高钙比(C/S=2.1～2.2)配方，熟料烧结温度宜在1 200～1 270 ℃；由于熟料品位低，使得溶出液固含高、溶出二次反应剧烈，溶出浆液必需进行快速分离，以获得较好的溶出效果。

摘要：
分别对盘磨（粒径830 μm占75%）和球磨（粒径75 μm占85%）的一水硬铝石型高硫铝土矿进行焙烧脱硫处理，并与原矿进行溶出对比研究。结果表明，在700 ℃焙烧30 min后，盘磨矿与球磨矿的硫含量分别从2.33%降至0.68%与0.64%，可以满足氧化铝生产工艺要求。当溶出条件为苛碱浓度245 g/L、溶出温度260 ℃、石灰添加量8%、溶出时间60 min时，焙烧矿氧化铝溶出率提高3.0~4.5个百分点。

摘要：
采用硫酸焙烧—浸出工艺从某难处理石煤中提钒，分析了硫酸焙烧及浸出过程中矿物物相及微观结构的变化。结果表明，当加入0.25 mL/g硫酸在200 ℃焙烧1.5 h后，按液固比（mL/g）为1.2在80 ℃浸出60 min的条件下，钒浸率可达到85.57%。硫酸焙烧过程中方解石转变为硬石膏，含钒云母结构被破坏，同时生成硫酸铝钾晶相，矿物微观结构疏松多孔。与传统酸浸工艺相比，硫酸焙烧—浸出工艺的焙烧温度低、浸出过程无助浸剂、浸出时间短、浸出率高、能耗低。

摘要：
采用离子交换法从含铼酸性溶液中提取铼，通过静态试验确定选用D296树脂，通过动态试验考察了料液pH、流速和料液与树脂体积比对铼吸附率的影响，并测定了铼吸附曲线。结果表明，在反应温度25 ℃、料液pH=1.5、吸附流速每小时7.2倍树脂床体积的条件下，铼吸附率达到97.91%，每克D296树脂对铼的饱和吸附容量为114 mg。

摘要：
某含砷含碳难处理卡琳型难选金矿中金主要以显微、亚显微形式被毒砂所包裹，浮选金矿的回收率不足40%，直接氰化回收率更是不足5%。采用细菌氧化—氰化提金工艺，在矿石细度-74 μm占81%、温度30 ℃、pH 1.6左右、矿浆浓度20%、细菌氧化4 d的条件下，硫氧化率达到95%以上，金浸出率提高到93.81%。

摘要：
以钨矿机械活化碱煮搅拌釜试验模型为对象，建立了几何相似放大的搅拌釜模型，并基于Fluent软件对模型进行模拟分析。结果表明，放大的搅拌釜在顶部两端区域易形成流动死区，不利于固液混合。优化该放大模型的搅拌釜结构和搅拌桨安装方式后能避免产生流动死区。改变搅拌釜模型的容积和搅拌桨转速，对比分析优化前后搅拌釜内流体的混合特性和搅拌功率，建立了混合特性评价体系，同等条件下，优化后的搅拌釜能缩短混合时间，提高混合效率。

摘要：
将镁还原渣加石英砂焙烧后，用盐酸酸浸并将酸浸渣加助剂焙烧，以提高易于植物吸收的有效硅含量。结果表明，镁渣加入石英砂焙烧后采用4 mol/L盐酸浸出，可使其中的氧化镁、氧化钙、氧化铁溶解进入溶液；酸浸渣焙烧后主要组成为二氧化硅，酸浸渣中加入助剂KOH于200 ℃焙烧6 h后，有效硅含量可达25.62%，比原始镁渣提高了488.97%。

摘要：
铅冶炼过程汞污染来源于铅精矿伴生，目前冶炼过程产生的汞污染物并没有得到有效回收利用。分析了铅冶炼行业汞污染来源和流向分布，并构建了铅冶炼行业废气中汞产排污系数体系，为我国铅冶炼行业汞污染防治提供技术支撑。

摘要：
采用化学沉淀—折点氯化法去除稀土氨氮废水中的氨氮。化学沉淀试验表明，调节废水pH=7，沉淀时间15 min，废水中氨氮的去除率可达90.64%；折点氯化试验表明，调节废水pH=7，次氯酸钠溶液加入量为理论量的1.4倍，反应时间15 min，废水中氨氮浓度可降至8.35 mg/L，处理后的废水满足稀土工业废水氨氮排放标准，并且本工艺是经济可行的。

摘要：
简要介绍了印刷电路板的组成及特点，重点分析了常规方法和新技术在废旧印刷电路板回收利用中的应用及研究进展，并展望了废旧印刷电路板回收利用技术的发展方向。

摘要：
通过模拟实际溶液与工业现场取样对比分析，探究湿法炼锌过程溶液中钙、镁的结晶机理。结果表明，溶液温度的降低是钙、镁结晶析出的主导因素；溶液中镁离子可诱导主金属元素锌的结晶析出；溶液中钙离子与镁离子在结晶析出过程中存在高盐分作用下的竞争反应，高温下溶液中钙离子易于镁离子优先结晶析出，低温下溶液中镁离子易于钙离子结晶析出。

摘要：
考察Fe3+浓度、Fe3+/Fe2+对土状铜矿中铜浸出率的影响，分析了酸浸过程中铁离子提高铜浸出率的机理。结果表明，在矿浆浓度30%、酸浓度36.8g/L、12.0 g/L硫酸铁溶液浸出土状矿48 h后，铜浸出率为62.4%，与无铁时铜浸出率相比提高了10个百分点。其中有92.6%游离氧化铜、70.3%结合氧化铜、35.6%次生硫化铜和11.8%原生硫化铜被浸出，除原生硫化铜外，均比无铁时有明显提高。并且随着Fe2+/Fe3+的降低，铜浸出率逐渐增加。增加Fe3+浓度提高了溶液电位，从而提高铜浸出率。

摘要：
采用次氯酸钠浸出方法降低含砷铜矿中的砷含量。最佳工艺条件为：温度30 ℃、粒度54~74 μm、NaClO浓度0.39 mol/L、NaOH用量为矿样的1.67%、时间90 min、液固比40︰1（mL/g），砷浸出率为47.53%。微波场和辉光放电等离子体场辅助次氯酸钠浸出，砷浸出率分别为66%、72.88%，处理后铜矿中砷含量分别降至0.15%、0.12%，均满足铜精矿二级品砷含量的指标要求。

摘要：
对沉铁渣还原熔炼—高温烟化过程的渣型进行研究。结果表明，沉铁渣的熔点介于1 100~1 200 ℃，且在CaO/SiO2=0.75、1≤Fe2O3/SiO2≤10和1 250 ℃的条件下，沉铁渣的黏度介于0.6~0.7 Pa?s，流动性较好，铅锌挥发率较高（>96%），可以满足烟化炉作业对炉渣性能的要求。

摘要：
以电弧炉炼锡产生的废渣为原料，盐酸为浸出剂，在温度40 ℃、液固比25︰1(mL/g)、搅拌速度250 r/min的条件下进行锡的富集。废渣中的锡含量由1.82%富集到13.61%，富集后的废渣再经酸浸、锌置换处理后，最终获得纯度98%的金属锡，锡回收率达99.5%，硅组分和钙组分的脱除率分别达到83.42%和94.21%，可以作为副产物出售，实现二次资源化。

摘要：
选用盐酸和蒸馏水对D201强碱性阴离子交换树脂(Cl型）进行脱附再生，考查洗脱剂浓度、洗脱时间、洗脱温度对洗脱效果的影响。结果表明，25 ℃时，使用2倍树脂体积的1 mol/L盐酸和3倍树脂体积的蒸馏水对吸附饱和的D201树脂(吸附含量14.4 mg/g）进行洗脱，脱铁率达到98％。

摘要：
对某含铜物料进行常压通氧酸浸研究，考察液固比、加酸量、温度、浸出时间对含铜物料中镍、铜浸出率的影响。结果表明，在常压条件下通过酸浸能够将含铜物料中的铜浸出，镍部分浸出，在下述最佳浸出条件下，铜、镍、铁的浸出率分别为96.65%、7.63%、39.84%：液固比8︰1、温度85 ℃、加酸量120 g/L、时间6 h。

摘要：
采用亚甲基蓝作为还原剂，在硫酸体系中直接浸出低品位钴土矿，考察了亚甲基蓝浓度、硫酸浓度、反应温度、反应时间等对浸出率的影响。结果表明，在下述最优条件下，钴土矿中钴和锰的浸出率可同时达到99%以上：硫酸初始浓度1.6 mol/L，亚甲基蓝初始浓度5 g/L，反应温度95 ℃，浸出时间4 h，液固比3︰1。

摘要：
对钠硅渣熟料配方及烧结温度进行了试验研究，并进行探索性工业溶出试验。结果表明，钠硅渣熟料应采用高钙比(C/S=2.1～2.2)配方，熟料烧结温度宜在1 200～1 270 ℃；由于熟料品位低，使得溶出液固含高、溶出二次反应剧烈，溶出浆液必需进行快速分离，以获得较好的溶出效果。

摘要：
分别对盘磨（粒径830 μm占75%）和球磨（粒径75 μm占85%）的一水硬铝石型高硫铝土矿进行焙烧脱硫处理，并与原矿进行溶出对比研究。结果表明，在700 ℃焙烧30 min后，盘磨矿与球磨矿的硫含量分别从2.33%降至0.68%与0.64%，可以满足氧化铝生产工艺要求。当溶出条件为苛碱浓度245 g/L、溶出温度260 ℃、石灰添加量8%、溶出时间60 min时，焙烧矿氧化铝溶出率提高3.0~4.5个百分点。

摘要：
采用硫酸焙烧—浸出工艺从某难处理石煤中提钒，分析了硫酸焙烧及浸出过程中矿物物相及微观结构的变化。结果表明，当加入0.25 mL/g硫酸在200 ℃焙烧1.5 h后，按液固比（mL/g）为1.2在80 ℃浸出60 min的条件下，钒浸率可达到85.57%。硫酸焙烧过程中方解石转变为硬石膏，含钒云母结构被破坏，同时生成硫酸铝钾晶相，矿物微观结构疏松多孔。与传统酸浸工艺相比，硫酸焙烧—浸出工艺的焙烧温度低、浸出过程无助浸剂、浸出时间短、浸出率高、能耗低。

摘要：
采用离子交换法从含铼酸性溶液中提取铼，通过静态试验确定选用D296树脂，通过动态试验考察了料液pH、流速和料液与树脂体积比对铼吸附率的影响，并测定了铼吸附曲线。结果表明，在反应温度25 ℃、料液pH=1.5、吸附流速每小时7.2倍树脂床体积的条件下，铼吸附率达到97.91%，每克D296树脂对铼的饱和吸附容量为114 mg。

摘要：
某含砷含碳难处理卡琳型难选金矿中金主要以显微、亚显微形式被毒砂所包裹，浮选金矿的回收率不足40%，直接氰化回收率更是不足5%。采用细菌氧化—氰化提金工艺，在矿石细度-74 μm占81%、温度30 ℃、pH 1.6左右、矿浆浓度20%、细菌氧化4 d的条件下，硫氧化率达到95%以上，金浸出率提高到93.81%。

摘要：
以钨矿机械活化碱煮搅拌釜试验模型为对象，建立了几何相似放大的搅拌釜模型，并基于Fluent软件对模型进行模拟分析。结果表明，放大的搅拌釜在顶部两端区域易形成流动死区，不利于固液混合。优化该放大模型的搅拌釜结构和搅拌桨安装方式后能避免产生流动死区。改变搅拌釜模型的容积和搅拌桨转速，对比分析优化前后搅拌釜内流体的混合特性和搅拌功率，建立了混合特性评价体系，同等条件下，优化后的搅拌釜能缩短混合时间，提高混合效率。

摘要：
将镁还原渣加石英砂焙烧后，用盐酸酸浸并将酸浸渣加助剂焙烧，以提高易于植物吸收的有效硅含量。结果表明，镁渣加入石英砂焙烧后采用4 mol/L盐酸浸出，可使其中的氧化镁、氧化钙、氧化铁溶解进入溶液；酸浸渣焙烧后主要组成为二氧化硅，酸浸渣中加入助剂KOH于200 ℃焙烧6 h后，有效硅含量可达25.62%，比原始镁渣提高了488.97%。

摘要：
铅冶炼过程汞污染来源于铅精矿伴生，目前冶炼过程产生的汞污染物并没有得到有效回收利用。分析了铅冶炼行业汞污染来源和流向分布，并构建了铅冶炼行业废气中汞产排污系数体系，为我国铅冶炼行业汞污染防治提供技术支撑。

摘要：
采用化学沉淀—折点氯化法去除稀土氨氮废水中的氨氮。化学沉淀试验表明，调节废水pH=7，沉淀时间15 min，废水中氨氮的去除率可达90.64%；折点氯化试验表明，调节废水pH=7，次氯酸钠溶液加入量为理论量的1.4倍，反应时间15 min，废水中氨氮浓度可降至8.35 mg/L，处理后的废水满足稀土工业废水氨氮排放标准，并且本工艺是经济可行的。

摘要：
简要介绍了印刷电路板的组成及特点，重点分析了常规方法和新技术在废旧印刷电路板回收利用中的应用及研究进展，并展望了废旧印刷电路板回收利用技术的发展方向。