摘要：
以三氧化二铁、氧化亚镍和硅酸镁为原料，依照云南代表性氧化镍矿原矿中铁、镍和硅质量比进行配矿，研究硅铁比对镍铁金属化及镍铁合金聚合行为的影响。结果表明，当Fe/Ni=13/1，Si/Fe=1.2/1，煤粉加入理论量2倍，1 280 ℃反应60 min后，经磁选分离获得的精矿中镍、铁品位分别为4.95%、50.93%，镍、铁回收率分别为99.32%、80.12%。还原产物主要相为MgSiO3和[Fe,Ni]，镍铁合金聚集状态良好，精矿主要相为[Fe,Ni]，仅有少量SiO2残留，分离效果较好。云南代表性氧化镍矿原矿的验证试验取得了相似结果。

摘要：
为优化高碱条件下硫代亚砷酸萃取工艺，研究碱性水溶液中亚砷酸硫化过程热力学。基于已有的热力学数据，绘制了298 K条件下AsIII-S-H2O系各种AsIII离子随pH及S/As摩尔比变化的浓度曲线，分别讨论了pH和硫化剂加入量对亚砷酸硫化过程的影响以及硫化反应产物形态。结果表明，在碱性介质中，亚砷酸硫化反应在热力学上是可行的。在高碱条件下，亚砷酸硫化反应可能受抑，通过提高硫化剂用量，可强化硫化过程。

摘要：
以自制的胺类氯盐作为NH3-NH4Cl-H2O体系下电积锌的添加剂，考察不同种类的胺类氯盐对阴极锌表面形貌及电流效率的影响，遴选出最佳电积锌添加剂。结果表明，使用大分子胺类氯盐或多分子胺类氯盐作为添加剂，电积锌的电流效率分别达到93.25%和91.67%，阴极产品表面较为平整、致密的。

摘要：
以炭粉为还原剂，通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁，考察了影响铁回收效果的主要工艺参数，并通过试验验证。结果表明，在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300 ℃、焙烧时间1.5 h、焙烧产物磨细度为-0.074 mm占55%的条件下，磁选精矿（即还原铁粉）铁含量可达92.16%，尾矿铁含量可降低至3.91%，铁回收率87.65%。

摘要：
从钼镍矿区矿坑废水中分离出1株嗜酸性硫杆菌，通过对该菌株形态及理化特征检测分析，初步鉴定为氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans，A.f菌)。以FeSO4?7H2O和钼镍尾矿作为能量来源对其驯化培养，并利用驯化与非驯化的A.f菌进行摇瓶浸出钼镍尾矿试验。结果表明，驯化后的A.f菌更有利于尾矿中金属的浸出，4种目标金属浸出率大小顺序为Ni>Zn>As>Mo，钼镍尾矿中Ni、Mo、Zn、As在驯化细菌作用下最大浸出率分别为62.41%、55.66%、41.87%、12.04%，比非驯化组高2～8个百分点；A.f菌浸矿过程中，存在细菌对矿物的直接作用机理及细菌产生的H+、Fe3+对矿物的间接作用机理，H+在尾矿Ni、Zn的浸出中占主导作用，而As、Mo的浸出主要依靠Fe3+对矿物的持续氧化作用。

摘要：
采用“碱熔—水浸—除铅—沉锡”工艺从分银渣中提取锡。考察了氢氧化钠用量、焙烧温度和焙烧时间对锡和铅浸出率的影响。结果表明，在碱渣比为0.8、温度500 ℃、反应时间90 min时，锡和铅的浸出率分别大于90%和85%；采用硫化钠除铅和石灰沉锡工艺，浸出液中铅的脱除率为99.9%，锡的沉淀率为97.6%；硫化铅渣达到YST 319-2013一级铅精矿标准，二氧化锡符合GB/T 26013-2010国家标准，锡回收率达到87.8%。

摘要：
通过添加不同量的硫酸钠和硫化钠，研究硫对含一定浓度草酸钠(NS)的铝酸钠溶液蒸发排盐的影响。结果表明，当NS=6 g/L时，硫酸钠对铝酸钠溶液中Na2CO3、硫盐、Na2C2O4和NaAlO2的结晶析出均有影响，随着添加量的增加，盐析出率均增大，排盐率也增大，当NS=6 g/L时，排盐率达到92.02%，排盐渣中存在Na2CO3、Na2C2O4、NaAlO2?1.25H2O、Na2SO4以及Na6CO3(SO4)2、Na4(SO4)1.39(CO3)0.61等结晶复盐；添加硫化钠也可以增加盐析出率与排盐率，但是效果不明显，在当NS=6 g/L时，排盐率仅为71.71%，结晶物相有Na2CO3、Na2C2O4、NaAlO2?1.25H2O以及Na2S，Na2S2O3，Na2SO3等，并不存在结晶复盐；随着硫化钠添加量的增加，抽滤时间增长，增加了排盐的难度，硫化钠滞留在溶液中，继续对生产产生危害，需要引入氧化剂将硫化钠充分氧化为硫酸钠，才能达到良好的强化排盐效果。

摘要：
利用热重分析仪（TG-DTG）研究了微量元素铈加入沥青前后的热解动力学模型，测定了铈元素加入的炭阳极CO2/空气残余率并进行了XRD衍射分析。结果表明，随着微量元素铈的加入，热解速度放慢，热解温度区间变宽，表观活化能降低，热解反应更容易发生，沥青产焦率增加4.79个百分点；炭阳极晶粒厚度变大，减少了活性质点数；可提高炭阳极在CO2和空气中的残余率，可降低炭阳极的额外消耗。

摘要：
采用批次培养和连续培养两种工艺开展浸铀硫酸高铁菌液的培养，对比分析了二者菌群的氧化活性、菌液Fe3+/ΣFe及日菌液产出比(日出液量与氧化槽容积比)的差异。结果表明，当总铁含量为10 g/L、菌液批次培养和连续培养的Fe2+的氧化速率分别为0.20 g/(L?h)及0.34 g/(L?h)、控制菌液Fe3+/ΣFe为96%左右时，批次培养和连续培养的日菌液产出比分别为1.04和1.43；菌液连续培养的Fe2+氧化速率和日菌液产出比分别是批次培养的1.7倍和1.4倍。此硫酸高铁菌液最适接种条件：pH=1.6~1.7、Fe3+/ΣFe为90%~95%。

摘要：
对攀西钒钛磁铁精矿球团电炉冶炼进行研究，通过还原剂作用和优化的熔融还原电炉参数，可实现钒钛磁铁精矿球团冶炼过程中铁和钒钛的分离回收，其中钒被还原后富集到生铁中，而钛富集在电炉冶炼渣中。当渣型碱度（CaO/SiO2）为1.1时，还原球团的金属化率为70%，在1 500 ℃熔融还原10 min后，生铁中铁品位为97.96%，铁回收率可达98.81%，生铁中含钒0.36%，钒回收率可达62.42%，试验过程中炉渣流动性好。

摘要：
对某低品位金矿进行柱浸试验研究，考察喷淋制度对金、铜浸出率的影响，探索了在现行堆浸条件下矿石浸出的可行性。结果表明，采用现行堆浸技术处理低品位金矿石是可行的，在合适的喷淋制度下，20天内金的浸出率可达84%以上。

摘要：
介绍了采用化学精炼流程对电解法金泥提纯工艺进行改造与优化的生产实践。实践表明，采用该流程，成品金、银的纯度分别可达99.9%和99.2%以上，金直收率96.86%、银直收率93.4%以上，且经济效益显著。

摘要：
介绍祥云飞龙公司采用萃取方法从银电解阳极泥中提取黄金的生产实践。当金氯酸溶液酸度控制在2.0 mol/L时，萃余液含金可控制在5 mg/L以下。该工艺操作简单，投资费用低，金回收率在99%以上，产品质量优异，经济效益良好。

摘要：
对拜耳法生产氧化铝的富铌赤泥进行铌的碱浸工艺条件研究，考察赤泥粒度、氢氧化钾浓度、浸出温度、液固比对铌浸出率的影响。结果表明，当赤泥粒度-80 μm，氢氧化钾浓度6 mol/L，温度260 ℃，液固比6︰1时，铌的浸出率可达到85%以上。铌的碱浸过程符合收缩未反应芯模型，浸出反应的控制步骤是固膜扩散控制。

摘要：
从理论上分析了钛渣铝热还原制备Ti-Al-xFe-ySi多元合金的可行性，计算并分析了钛渣中金属氧化物与铝还原过程中可能的化学反应，讨论了钛渣中氧化物还原反应顺序的优先程度。结果表明，钛渣铝热还原制备钛铝基多元合金是可行的。从热力学分析了制备的合金中可能出现的二元合金相，主要为Ti5Si3、TiAl3和TiFe，其中Ti5Si3最易生成，研究结果较好地满足了热力学分析结果，制备的合金主要物相为Al2.68Mn0.32Ti和Al3Ti0.75Fe0.25，还有少量的TiFe和Ti3SiC2相。

摘要：
采用稀土冶炼过程不同性质废水相混合的方法回收废水中的稀土和萃取剂，考察了皂化废水与草沉母液废水的摩尔混合比(Rm)对稀土回收的影响，pH、超声辅助强度及时间等对萃取剂回收的影响。结果表明，当Rm=1︰1.2时稀土回收率达到最大值62%，pH=1~2时萃取剂的回收率在51%~52%，超声波辅助有助于萃取剂回收，超声频率对萃取剂回收无明显影响，当超声时间为30 min时萃取剂回收率达到59%。

摘要：
以稀土分离工艺中产生的含Zn2+、Fe3+的N235废水为研究对象，在控制pH=8的条件下，使用氢氧化钠为沉淀剂将Zn2+和Fe3+同时去除；通过优化工艺条件，将去除了Zn2+和Fe3+的废水酸化后重新返回生产工序，实现了废水的有效回用。废水中所含的氯化钠会影响其对N235中Zn2+和Fe3+的洗涤效果，但所得的氯化稀土产品质量完全符合技术要求。

摘要：
以三氧化二铁、氧化亚镍和硅酸镁为原料，依照云南代表性氧化镍矿原矿中铁、镍和硅质量比进行配矿，研究硅铁比对镍铁金属化及镍铁合金聚合行为的影响。结果表明，当Fe/Ni=13/1，Si/Fe=1.2/1，煤粉加入理论量2倍，1 280 ℃反应60 min后，经磁选分离获得的精矿中镍、铁品位分别为4.95%、50.93%，镍、铁回收率分别为99.32%、80.12%。还原产物主要相为MgSiO3和[Fe,Ni]，镍铁合金聚集状态良好，精矿主要相为[Fe,Ni]，仅有少量SiO2残留，分离效果较好。云南代表性氧化镍矿原矿的验证试验取得了相似结果。

摘要：
为优化高碱条件下硫代亚砷酸萃取工艺，研究碱性水溶液中亚砷酸硫化过程热力学。基于已有的热力学数据，绘制了298 K条件下AsIII-S-H2O系各种AsIII离子随pH及S/As摩尔比变化的浓度曲线，分别讨论了pH和硫化剂加入量对亚砷酸硫化过程的影响以及硫化反应产物形态。结果表明，在碱性介质中，亚砷酸硫化反应在热力学上是可行的。在高碱条件下，亚砷酸硫化反应可能受抑，通过提高硫化剂用量，可强化硫化过程。

摘要：
以自制的胺类氯盐作为NH3-NH4Cl-H2O体系下电积锌的添加剂，考察不同种类的胺类氯盐对阴极锌表面形貌及电流效率的影响，遴选出最佳电积锌添加剂。结果表明，使用大分子胺类氯盐或多分子胺类氯盐作为添加剂，电积锌的电流效率分别达到93.25%和91.67%，阴极产品表面较为平整、致密的。

摘要：
以炭粉为还原剂，通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁，考察了影响铁回收效果的主要工艺参数，并通过试验验证。结果表明，在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300 ℃、焙烧时间1.5 h、焙烧产物磨细度为-0.074 mm占55%的条件下，磁选精矿（即还原铁粉）铁含量可达92.16%，尾矿铁含量可降低至3.91%，铁回收率87.65%。

摘要：
从钼镍矿区矿坑废水中分离出1株嗜酸性硫杆菌，通过对该菌株形态及理化特征检测分析，初步鉴定为氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans，A.f菌)。以FeSO4?7H2O和钼镍尾矿作为能量来源对其驯化培养，并利用驯化与非驯化的A.f菌进行摇瓶浸出钼镍尾矿试验。结果表明，驯化后的A.f菌更有利于尾矿中金属的浸出，4种目标金属浸出率大小顺序为Ni>Zn>As>Mo，钼镍尾矿中Ni、Mo、Zn、As在驯化细菌作用下最大浸出率分别为62.41%、55.66%、41.87%、12.04%，比非驯化组高2～8个百分点；A.f菌浸矿过程中，存在细菌对矿物的直接作用机理及细菌产生的H+、Fe3+对矿物的间接作用机理，H+在尾矿Ni、Zn的浸出中占主导作用，而As、Mo的浸出主要依靠Fe3+对矿物的持续氧化作用。

摘要：
采用“碱熔—水浸—除铅—沉锡”工艺从分银渣中提取锡。考察了氢氧化钠用量、焙烧温度和焙烧时间对锡和铅浸出率的影响。结果表明，在碱渣比为0.8、温度500 ℃、反应时间90 min时，锡和铅的浸出率分别大于90%和85%；采用硫化钠除铅和石灰沉锡工艺，浸出液中铅的脱除率为99.9%，锡的沉淀率为97.6%；硫化铅渣达到YST 319-2013一级铅精矿标准，二氧化锡符合GB/T 26013-2010国家标准，锡回收率达到87.8%。

摘要：
通过添加不同量的硫酸钠和硫化钠，研究硫对含一定浓度草酸钠(NS)的铝酸钠溶液蒸发排盐的影响。结果表明，当NS=6 g/L时，硫酸钠对铝酸钠溶液中Na2CO3、硫盐、Na2C2O4和NaAlO2的结晶析出均有影响，随着添加量的增加，盐析出率均增大，排盐率也增大，当NS=6 g/L时，排盐率达到92.02%，排盐渣中存在Na2CO3、Na2C2O4、NaAlO2?1.25H2O、Na2SO4以及Na6CO3(SO4)2、Na4(SO4)1.39(CO3)0.61等结晶复盐；添加硫化钠也可以增加盐析出率与排盐率，但是效果不明显，在当NS=6 g/L时，排盐率仅为71.71%，结晶物相有Na2CO3、Na2C2O4、NaAlO2?1.25H2O以及Na2S，Na2S2O3，Na2SO3等，并不存在结晶复盐；随着硫化钠添加量的增加，抽滤时间增长，增加了排盐的难度，硫化钠滞留在溶液中，继续对生产产生危害，需要引入氧化剂将硫化钠充分氧化为硫酸钠，才能达到良好的强化排盐效果。

摘要：
利用热重分析仪（TG-DTG）研究了微量元素铈加入沥青前后的热解动力学模型，测定了铈元素加入的炭阳极CO2/空气残余率并进行了XRD衍射分析。结果表明，随着微量元素铈的加入，热解速度放慢，热解温度区间变宽，表观活化能降低，热解反应更容易发生，沥青产焦率增加4.79个百分点；炭阳极晶粒厚度变大，减少了活性质点数；可提高炭阳极在CO2和空气中的残余率，可降低炭阳极的额外消耗。

摘要：
采用批次培养和连续培养两种工艺开展浸铀硫酸高铁菌液的培养，对比分析了二者菌群的氧化活性、菌液Fe3+/ΣFe及日菌液产出比(日出液量与氧化槽容积比)的差异。结果表明，当总铁含量为10 g/L、菌液批次培养和连续培养的Fe2+的氧化速率分别为0.20 g/(L?h)及0.34 g/(L?h)、控制菌液Fe3+/ΣFe为96%左右时，批次培养和连续培养的日菌液产出比分别为1.04和1.43；菌液连续培养的Fe2+氧化速率和日菌液产出比分别是批次培养的1.7倍和1.4倍。此硫酸高铁菌液最适接种条件：pH=1.6~1.7、Fe3+/ΣFe为90%~95%。

摘要：
对攀西钒钛磁铁精矿球团电炉冶炼进行研究，通过还原剂作用和优化的熔融还原电炉参数，可实现钒钛磁铁精矿球团冶炼过程中铁和钒钛的分离回收，其中钒被还原后富集到生铁中，而钛富集在电炉冶炼渣中。当渣型碱度（CaO/SiO2）为1.1时，还原球团的金属化率为70%，在1 500 ℃熔融还原10 min后，生铁中铁品位为97.96%，铁回收率可达98.81%，生铁中含钒0.36%，钒回收率可达62.42%，试验过程中炉渣流动性好。

摘要：
对某低品位金矿进行柱浸试验研究，考察喷淋制度对金、铜浸出率的影响，探索了在现行堆浸条件下矿石浸出的可行性。结果表明，采用现行堆浸技术处理低品位金矿石是可行的，在合适的喷淋制度下，20天内金的浸出率可达84%以上。

摘要：
介绍了采用化学精炼流程对电解法金泥提纯工艺进行改造与优化的生产实践。实践表明，采用该流程，成品金、银的纯度分别可达99.9%和99.2%以上，金直收率96.86%、银直收率93.4%以上，且经济效益显著。

摘要：
介绍祥云飞龙公司采用萃取方法从银电解阳极泥中提取黄金的生产实践。当金氯酸溶液酸度控制在2.0 mol/L时，萃余液含金可控制在5 mg/L以下。该工艺操作简单，投资费用低，金回收率在99%以上，产品质量优异，经济效益良好。

摘要：
对拜耳法生产氧化铝的富铌赤泥进行铌的碱浸工艺条件研究，考察赤泥粒度、氢氧化钾浓度、浸出温度、液固比对铌浸出率的影响。结果表明，当赤泥粒度-80 μm，氢氧化钾浓度6 mol/L，温度260 ℃，液固比6︰1时，铌的浸出率可达到85%以上。铌的碱浸过程符合收缩未反应芯模型，浸出反应的控制步骤是固膜扩散控制。

摘要：
从理论上分析了钛渣铝热还原制备Ti-Al-xFe-ySi多元合金的可行性，计算并分析了钛渣中金属氧化物与铝还原过程中可能的化学反应，讨论了钛渣中氧化物还原反应顺序的优先程度。结果表明，钛渣铝热还原制备钛铝基多元合金是可行的。从热力学分析了制备的合金中可能出现的二元合金相，主要为Ti5Si3、TiAl3和TiFe，其中Ti5Si3最易生成，研究结果较好地满足了热力学分析结果，制备的合金主要物相为Al2.68Mn0.32Ti和Al3Ti0.75Fe0.25，还有少量的TiFe和Ti3SiC2相。

摘要：
采用稀土冶炼过程不同性质废水相混合的方法回收废水中的稀土和萃取剂，考察了皂化废水与草沉母液废水的摩尔混合比(Rm)对稀土回收的影响，pH、超声辅助强度及时间等对萃取剂回收的影响。结果表明，当Rm=1︰1.2时稀土回收率达到最大值62%，pH=1~2时萃取剂的回收率在51%~52%，超声波辅助有助于萃取剂回收，超声频率对萃取剂回收无明显影响，当超声时间为30 min时萃取剂回收率达到59%。

摘要：
以稀土分离工艺中产生的含Zn2+、Fe3+的N235废水为研究对象，在控制pH=8的条件下，使用氢氧化钠为沉淀剂将Zn2+和Fe3+同时去除；通过优化工艺条件，将去除了Zn2+和Fe3+的废水酸化后重新返回生产工序，实现了废水的有效回用。废水中所含的氯化钠会影响其对N235中Zn2+和Fe3+的洗涤效果，但所得的氯化稀土产品质量完全符合技术要求。

摘要：
以三氧化二铁、氧化亚镍和硅酸镁为原料，依照云南代表性氧化镍矿原矿中铁、镍和硅质量比进行配矿，研究硅铁比对镍铁金属化及镍铁合金聚合行为的影响。结果表明，当Fe/Ni=13/1，Si/Fe=1.2/1，煤粉加入理论量2倍，1 280 ℃反应60 min后，经磁选分离获得的精矿中镍、铁品位分别为4.95%、50.93%，镍、铁回收率分别为99.32%、80.12%。还原产物主要相为MgSiO3和[Fe,Ni]，镍铁合金聚集状态良好，精矿主要相为[Fe,Ni]，仅有少量SiO2残留，分离效果较好。云南代表性氧化镍矿原矿的验证试验取得了相似结果。

摘要：
为优化高碱条件下硫代亚砷酸萃取工艺，研究碱性水溶液中亚砷酸硫化过程热力学。基于已有的热力学数据，绘制了298 K条件下AsIII-S-H2O系各种AsIII离子随pH及S/As摩尔比变化的浓度曲线，分别讨论了pH和硫化剂加入量对亚砷酸硫化过程的影响以及硫化反应产物形态。结果表明，在碱性介质中，亚砷酸硫化反应在热力学上是可行的。在高碱条件下，亚砷酸硫化反应可能受抑，通过提高硫化剂用量，可强化硫化过程。

摘要：
以自制的胺类氯盐作为NH3-NH4Cl-H2O体系下电积锌的添加剂，考察不同种类的胺类氯盐对阴极锌表面形貌及电流效率的影响，遴选出最佳电积锌添加剂。结果表明，使用大分子胺类氯盐或多分子胺类氯盐作为添加剂，电积锌的电流效率分别达到93.25%和91.67%，阴极产品表面较为平整、致密的。

摘要：
以炭粉为还原剂，通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁，考察了影响铁回收效果的主要工艺参数，并通过试验验证。结果表明，在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300 ℃、焙烧时间1.5 h、焙烧产物磨细度为-0.074 mm占55%的条件下，磁选精矿（即还原铁粉）铁含量可达92.16%，尾矿铁含量可降低至3.91%，铁回收率87.65%。

摘要：
从钼镍矿区矿坑废水中分离出1株嗜酸性硫杆菌，通过对该菌株形态及理化特征检测分析，初步鉴定为氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans，A.f菌)。以FeSO4?7H2O和钼镍尾矿作为能量来源对其驯化培养，并利用驯化与非驯化的A.f菌进行摇瓶浸出钼镍尾矿试验。结果表明，驯化后的A.f菌更有利于尾矿中金属的浸出，4种目标金属浸出率大小顺序为Ni>Zn>As>Mo，钼镍尾矿中Ni、Mo、Zn、As在驯化细菌作用下最大浸出率分别为62.41%、55.66%、41.87%、12.04%，比非驯化组高2～8个百分点；A.f菌浸矿过程中，存在细菌对矿物的直接作用机理及细菌产生的H+、Fe3+对矿物的间接作用机理，H+在尾矿Ni、Zn的浸出中占主导作用，而As、Mo的浸出主要依靠Fe3+对矿物的持续氧化作用。

摘要：
采用“碱熔—水浸—除铅—沉锡”工艺从分银渣中提取锡。考察了氢氧化钠用量、焙烧温度和焙烧时间对锡和铅浸出率的影响。结果表明，在碱渣比为0.8、温度500 ℃、反应时间90 min时，锡和铅的浸出率分别大于90%和85%；采用硫化钠除铅和石灰沉锡工艺，浸出液中铅的脱除率为99.9%，锡的沉淀率为97.6%；硫化铅渣达到YST 319-2013一级铅精矿标准，二氧化锡符合GB/T 26013-2010国家标准，锡回收率达到87.8%。

摘要：
通过添加不同量的硫酸钠和硫化钠，研究硫对含一定浓度草酸钠(NS)的铝酸钠溶液蒸发排盐的影响。结果表明，当NS=6 g/L时，硫酸钠对铝酸钠溶液中Na2CO3、硫盐、Na2C2O4和NaAlO2的结晶析出均有影响，随着添加量的增加，盐析出率均增大，排盐率也增大，当NS=6 g/L时，排盐率达到92.02%，排盐渣中存在Na2CO3、Na2C2O4、NaAlO2?1.25H2O、Na2SO4以及Na6CO3(SO4)2、Na4(SO4)1.39(CO3)0.61等结晶复盐；添加硫化钠也可以增加盐析出率与排盐率，但是效果不明显，在当NS=6 g/L时，排盐率仅为71.71%，结晶物相有Na2CO3、Na2C2O4、NaAlO2?1.25H2O以及Na2S，Na2S2O3，Na2SO3等，并不存在结晶复盐；随着硫化钠添加量的增加，抽滤时间增长，增加了排盐的难度，硫化钠滞留在溶液中，继续对生产产生危害，需要引入氧化剂将硫化钠充分氧化为硫酸钠，才能达到良好的强化排盐效果。

摘要：
利用热重分析仪（TG-DTG）研究了微量元素铈加入沥青前后的热解动力学模型，测定了铈元素加入的炭阳极CO2/空气残余率并进行了XRD衍射分析。结果表明，随着微量元素铈的加入，热解速度放慢，热解温度区间变宽，表观活化能降低，热解反应更容易发生，沥青产焦率增加4.79个百分点；炭阳极晶粒厚度变大，减少了活性质点数；可提高炭阳极在CO2和空气中的残余率，可降低炭阳极的额外消耗。

摘要：
采用批次培养和连续培养两种工艺开展浸铀硫酸高铁菌液的培养，对比分析了二者菌群的氧化活性、菌液Fe3+/ΣFe及日菌液产出比(日出液量与氧化槽容积比)的差异。结果表明，当总铁含量为10 g/L、菌液批次培养和连续培养的Fe2+的氧化速率分别为0.20 g/(L?h)及0.34 g/(L?h)、控制菌液Fe3+/ΣFe为96%左右时，批次培养和连续培养的日菌液产出比分别为1.04和1.43；菌液连续培养的Fe2+氧化速率和日菌液产出比分别是批次培养的1.7倍和1.4倍。此硫酸高铁菌液最适接种条件：pH=1.6~1.7、Fe3+/ΣFe为90%~95%。

摘要：
对攀西钒钛磁铁精矿球团电炉冶炼进行研究，通过还原剂作用和优化的熔融还原电炉参数，可实现钒钛磁铁精矿球团冶炼过程中铁和钒钛的分离回收，其中钒被还原后富集到生铁中，而钛富集在电炉冶炼渣中。当渣型碱度（CaO/SiO2）为1.1时，还原球团的金属化率为70%，在1 500 ℃熔融还原10 min后，生铁中铁品位为97.96%，铁回收率可达98.81%，生铁中含钒0.36%，钒回收率可达62.42%，试验过程中炉渣流动性好。

摘要：
对某低品位金矿进行柱浸试验研究，考察喷淋制度对金、铜浸出率的影响，探索了在现行堆浸条件下矿石浸出的可行性。结果表明，采用现行堆浸技术处理低品位金矿石是可行的，在合适的喷淋制度下，20天内金的浸出率可达84%以上。

摘要：
介绍了采用化学精炼流程对电解法金泥提纯工艺进行改造与优化的生产实践。实践表明，采用该流程，成品金、银的纯度分别可达99.9%和99.2%以上，金直收率96.86%、银直收率93.4%以上，且经济效益显著。

摘要：
介绍祥云飞龙公司采用萃取方法从银电解阳极泥中提取黄金的生产实践。当金氯酸溶液酸度控制在2.0 mol/L时，萃余液含金可控制在5 mg/L以下。该工艺操作简单，投资费用低，金回收率在99%以上，产品质量优异，经济效益良好。

摘要：
对拜耳法生产氧化铝的富铌赤泥进行铌的碱浸工艺条件研究，考察赤泥粒度、氢氧化钾浓度、浸出温度、液固比对铌浸出率的影响。结果表明，当赤泥粒度-80 μm，氢氧化钾浓度6 mol/L，温度260 ℃，液固比6︰1时，铌的浸出率可达到85%以上。铌的碱浸过程符合收缩未反应芯模型，浸出反应的控制步骤是固膜扩散控制。

摘要：
从理论上分析了钛渣铝热还原制备Ti-Al-xFe-ySi多元合金的可行性，计算并分析了钛渣中金属氧化物与铝还原过程中可能的化学反应，讨论了钛渣中氧化物还原反应顺序的优先程度。结果表明，钛渣铝热还原制备钛铝基多元合金是可行的。从热力学分析了制备的合金中可能出现的二元合金相，主要为Ti5Si3、TiAl3和TiFe，其中Ti5Si3最易生成，研究结果较好地满足了热力学分析结果，制备的合金主要物相为Al2.68Mn0.32Ti和Al3Ti0.75Fe0.25，还有少量的TiFe和Ti3SiC2相。

摘要：
采用稀土冶炼过程不同性质废水相混合的方法回收废水中的稀土和萃取剂，考察了皂化废水与草沉母液废水的摩尔混合比(Rm)对稀土回收的影响，pH、超声辅助强度及时间等对萃取剂回收的影响。结果表明，当Rm=1︰1.2时稀土回收率达到最大值62%，pH=1~2时萃取剂的回收率在51%~52%，超声波辅助有助于萃取剂回收，超声频率对萃取剂回收无明显影响，当超声时间为30 min时萃取剂回收率达到59%。

摘要：
以稀土分离工艺中产生的含Zn2+、Fe3+的N235废水为研究对象，在控制pH=8的条件下，使用氢氧化钠为沉淀剂将Zn2+和Fe3+同时去除；通过优化工艺条件，将去除了Zn2+和Fe3+的废水酸化后重新返回生产工序，实现了废水的有效回用。废水中所含的氯化钠会影响其对N235中Zn2+和Fe3+的洗涤效果，但所得的氯化稀土产品质量完全符合技术要求。