摘要：
对某含锑难处理金精矿采用碱预处理—压力氧化—氰化回收金进行研究。考察了预处理碱浓度、浸出时间和温度对锑脱除率的影响，并考察了矿浆浓度、氧分压、反应温度和反应时间对氧化渣硫氧化率的影响。结果表明，含锑金精矿在细度-0.045 mm>80%、NaOH 50 g/L、浸出时间3 h、浸出温度90 ℃、液固比4︰1的条件下碱预处理脱锑，锑脱除率95%。碱预处理渣在矿浆浓度40%、氧分压0.7~0.8 MPa、反应温度200 ℃，停留时间30 min条件下，平均硫氧化率97.12%。加压氧化渣氰化，渣计金浸出率超过95%。

摘要：
采用选择性浸出—酸浸—萃取工艺回收某湿法炼锌企业产生的净化钴渣中的锌、钴。合适的选择性浸出条件为：净化钴渣粒度＜0.530 mm、浸出过程pH≥3.5、浸出终点pH=4.5、浸出时间3 h、浸出液固比4︰1、浸出过程不加热（30 ℃），在此条件下锌浸出率超过95%、钴浸出率仅为6.24%。选择性浸出后锌主要进入浸出液，可返回至湿法炼锌工序回收利用；钴主要留存在选择性浸出渣中，继续经过酸浸溶出、P204萃取除杂后也可被回收利用。

摘要：
研究某高钛铝土矿在不同磁场强度、磁选液固比及磁选时间条件下钛(铁)和铝的分离特性，并研究了磁选后含铝尾矿在不同溶出条件下的溶出特性。结果表明，在磁场强度19.5 kA/m、磁选液固比5︰1、磁选时间4 min时，铝回收率为75.19%，钛、铁脱除率分别为57.45%和73.95%。含铝尾矿在溶出时间45 min、石灰添加量2%、碱浓度180 g/L时，氧化铝实际溶出率为80.95%。磁选工艺能较好地实现高钛铝土矿中钛(铁)和铝的分离，且分离后含铝尾矿具有较好溶出特性。

摘要：
以实际生产情况为依据，对蒸馏通道堵塞的影响因素进行了系统分析，并提出了具体改进措施。结果表明，蒸馏通道堵塞的主要原因有真空系统能力不足、喷淋水温度控制不合理、系统气密性差、设备故障和蒸馏负荷大。控制真空蒸馏过程真空度小于4 Pa、蒸馏阶段喷淋水温度控制在合理范围可有效降低蒸馏通道堵塞率。

摘要：
铝电解槽电压主要由阳极压降、卡具压降、极间压降、阴极压降、立柱母线压降、阳极母线压降、反电动势及槽周母线压降等部分组成，铝电解生产过程中保持电压平衡是电解槽平稳高效运行的基本条件。通过对400 kA预焙铝电解槽电压平衡测定，结合生产现状，对电压平衡调整的方向和措施进行了分析和总结，降低电解槽各部位电压降，加强电解槽生产管理，是节能降耗的有效途径。

摘要：
详细介绍了400 kA电解槽焦粒焙烧法和干法启动全过程，分析总结焙烧启动过程中常见的异常问题、技术条件管控及处理方法，确保焙烧启动过程可控，为后期生产平稳提供保证。该电解系列较长的槽寿命和高效生产证明了所采用的焙烧启动方法的合理性。

摘要：
地浸采铀过程中常伴随生成化学沉淀，影响铀的浸出效率。为了揭示化学沉淀出现的时间和位置规律，在溶浸液相同的情况下，对含矿层孔隙度的时空演化进行了数值模拟。模拟结果显示：0~5 d，模拟区从距离注液孔2.6~20 m处均有孔隙度—渗透性增大（化学溶解）的现象；第5天之后，整个模拟区均出现了不同程度的孔隙度—渗透性减小（化学沉淀）的现象。模型运行到设定的最长时间（550 d）时，在模型紧邻注液孔的位置孔隙度减小了25.7%，在模型紧邻抽液孔的位置孔隙度减小了15.13%。

摘要：
以铪钛富集渣为原料，经硝酸溶解后采用TBP进行铪的萃取分离试验，主要考察铪钛质量浓度、有机相初始酸度、萃取时间、水相初始酸度、相比等对铪钛分离的影响，同时进行了不同浓度硝酸洗涤试验，以萃取和洗涤得到数据为基础进行了分馏萃取理论级数的计算。结果表明，最优萃取条件为：铪钛总质量浓度2.8 g/L、有机相初始酸度3.1 mol/L、萃取时间6 min、水相初始酸度6.5 mol/L、相比1︰1，铪、钛萃取率分别为84.8%和5.1%，铪、钛分配比分别为5.6和0.054，萃取分离系数βHf/Ti=104。选用10 mol/L硝酸洗涤TBP载铪有机相，得到洗涤β""Hf/Ti=105，基本与βHf/Ti保持一致，经计算分馏萃取分离铪钛需要萃取级数3级，洗涤级数4级。

摘要：
采用硫酸熟化—水浸工艺进行综合提取锂云母中锂、铷、铯的研究，考察了硫酸浓度、酸矿比、熟化温度、熟化时间、浸出温度、液固比等对锂、铷、铯浸取率的影响。结果表明，提取锂、铷、铯的最优工艺条件为：酸矿比1︰1、硫酸浓度70%、120 ℃熟化8 h、液固比4︰1、50 ℃浸出1 h。在此条件下，锂、铷、铯的浸出率分别为91.42%、88.83%、90.09%。

摘要：
分别采用正交试验法和单因素试验法考察I2-KI-H2O2体系下碘质量分数、n(I2)/n(I?)比值、双氧水用量、固液比对金溶解速率的影响程度，以及碘化钾质量分数、m(I2)/m(I?)比值、双氧水用量、溶液温度和溶液pH对金溶解时间的影响，然后对金溶解后的溶液进行稳定性测试。结果表明，各因素影响程度大小顺序依次为固液比、双氧水用量、n(I2)/n(I?)比值、碘质量分数。当碘化钾质量分数为0.2~0.25 g/mL、m(I2)/m(I?)=1︰5~1︰4、双氧水用量0.7~0.9 mL、温度室温、pH为原溶液状态时，金溶解速率最大，溶液的稳定性可以满足使用要求。

摘要：
对复杂金精矿浸铜渣硫酸和氟化氢铵预处理工艺进行研究，考察了硫酸与氟化氢铵摩尔浓度比值(RS/A)、摩尔浓度、反应液固比、反应时间、反应温度、搅拌速度对金银提取率的影响。结果表明，RS/A和硫酸与氟化氢铵摩尔浓度是影响金银提取率的关键因素，在RS/A=1/1，其摩尔浓度值升高，金、银的提取率可以得到显著提高。浸铜渣经预处理后，包裹物遭到破坏，出现蜂窝状孔隙，硅含量由原来的33.28%降低到5.49%。最佳预处理条件：RS/A=1/1、摩尔浓度值1.5 mol/L、反应液固比5︰1、反应时间2 h、反应温度298 K、搅拌速度250 r/min。氰化条件：反应液固比4︰1、pH=10.5、氰化钠浓度4‰、搅拌速度300 r/min、反应时间72 h、反应温度298 K，此条件下，金、银的提取率分别为98.20%、95.77%，氰化残渣中金、银含量分别小于1.3 g/t、50 g/t。

摘要：
某高砷高铜金精矿含砷高达9.42%，采用加压氧化—氰化工艺处理，铜、金、银浸出率分别为96%~97%、99%、78%，加压氧化过程80%以上的砷固化在氧化渣中。同时开展了铜萃取、萃余液处理、毒性浸出等工艺单元试验，打通整体流程。毒性浸出试验表明，氰化渣、中和渣毒性浸出液中的重金属、砷浓度达标。采用加压氧化工艺处理高砷高铜金精矿是可行的。

摘要：
国外某选矿厂浮选所得金精矿，其中杂质元素砷、硫、铁主要以毒砂和黄铁矿的形式存在于金精矿中，多数金被包裹在硫化物中。该金精矿直接氰化浸出金浸出率仅有70.89%。对比通过碱浸、细磨和热压氧化三种不同的预处理方式后金的浸出率，最终选定酸性热压氧化浸出。在氧化矿浆浓度20%、氧分压0.7 MPa、搅拌速度600 r/min、温度160 ℃、氧化反应3 h的预处理后进行氰化浸出，金浸出率达到97.49%。

摘要：
低锗单宁锗采用“盐酸+盐浸出脱杂—三段水逆流洗涤—煅烧”工艺可以明显提高锗精矿的品质。在液固比(4.0~4.5)︰1、浸出脱杂温度40~60 ℃、浸出脱杂时间120~180 min时，杂质Ca、Pb、Zn和Fe脱除率分别约为90%、95%、92%和80%，脱杂单宁锗中含Ge约4%，产率约45%。煅烧产率约15%，Ge收率>95%，煅烧锗精矿含Ge约27%。

摘要：
通过改善铸态镁合金制备工艺，得到一种组织均匀、性能优异的Mg-6Sn-3Al-1Zn合金，合金抗拉强度、屈服强度、延伸率分别达到219 MPa、82 MPa、16%，晶粒尺寸为133.35 μm。

摘要：
研究多晶硅工业的主要副产品四氯化硅（SiCl4）在离子液体中的溶解、电沉积过程。结果表明，SiCl4在离子液体中的溶解度随温度升高而降低，离子液体的导电率随温度升高而增加。在阴离子为[TNf2]的情况下，阳离子为[N1114]的季铵盐类离子液体比咪唑类[Bmim]离子液体具有更好的SiCl4溶解度和导电性。SiCl4在季铵盐类离子液体的溶解度随烷基主链长度增加而增大，随侧链长度增加而降低。[N1114][TNf2]和SiCl4之间形成C-Cl、Si-O和C-Si键，在[N1114][TNf2]-SiCl4体系中Si4+的还原电位为-2.2 V。在温度25 ℃、SiCl4浓度0.3 mol/L、电流密度20 A/m2、电解时间2 h的条件下可电沉积得到较为致密的硅薄膜，呈球形颗粒状分布。

摘要：
采用HCl+H2O2体系对铁锂废料选择性提锂，浸出液除杂沉Li2CO3；浸出渣盐酸酸溶后，采用Na2CO3控制pH制备FePO4?2H2O。主要研究盐酸用量、H2O2用量和液固比对锂浸出率的影响；反应pH、反应温度、反应物Fe/P比对FePO4?2H2O产品质量的影响。两工序后液混合可获得Li3PO4副产物。工艺中无铁的废渣产生，锂收率达到97%，铁收率达到98%。

摘要：
对比分析有色冶金生产过程产出的中低浓度氨氮废水处理技术，利用实验室小试考察了吹脱法、折点氯化法、药剂沉淀法和光催化技术脱除废水中氨氮的效果。结果表明，采用光催化技术处理废水，氨氮脱除率为90%~99%。在此基础上开发了一套能力为40 m3/d错流式光催化有色金属氨氮废水处理装置，将此工艺及装备用于处理氨氮浓度为266.74~1 509.79 mg/L的实际工业废水，处理后废水中氨氮含量小于20 mg/L，脱除率平均为72%，最高达到93.3%。

摘要：
对某含锑难处理金精矿采用碱预处理—压力氧化—氰化回收金进行研究。考察了预处理碱浓度、浸出时间和温度对锑脱除率的影响，并考察了矿浆浓度、氧分压、反应温度和反应时间对氧化渣硫氧化率的影响。结果表明，含锑金精矿在细度-0.045 mm>80%、NaOH 50 g/L、浸出时间3 h、浸出温度90 ℃、液固比4︰1的条件下碱预处理脱锑，锑脱除率95%。碱预处理渣在矿浆浓度40%、氧分压0.7~0.8 MPa、反应温度200 ℃，停留时间30 min条件下，平均硫氧化率97.12%。加压氧化渣氰化，渣计金浸出率超过95%。

摘要：
采用选择性浸出—酸浸—萃取工艺回收某湿法炼锌企业产生的净化钴渣中的锌、钴。合适的选择性浸出条件为：净化钴渣粒度＜0.530 mm、浸出过程pH≥3.5、浸出终点pH=4.5、浸出时间3 h、浸出液固比4︰1、浸出过程不加热（30 ℃），在此条件下锌浸出率超过95%、钴浸出率仅为6.24%。选择性浸出后锌主要进入浸出液，可返回至湿法炼锌工序回收利用；钴主要留存在选择性浸出渣中，继续经过酸浸溶出、P204萃取除杂后也可被回收利用。

摘要：
研究某高钛铝土矿在不同磁场强度、磁选液固比及磁选时间条件下钛(铁)和铝的分离特性，并研究了磁选后含铝尾矿在不同溶出条件下的溶出特性。结果表明，在磁场强度19.5 kA/m、磁选液固比5︰1、磁选时间4 min时，铝回收率为75.19%，钛、铁脱除率分别为57.45%和73.95%。含铝尾矿在溶出时间45 min、石灰添加量2%、碱浓度180 g/L时，氧化铝实际溶出率为80.95%。磁选工艺能较好地实现高钛铝土矿中钛(铁)和铝的分离，且分离后含铝尾矿具有较好溶出特性。

摘要：
以实际生产情况为依据，对蒸馏通道堵塞的影响因素进行了系统分析，并提出了具体改进措施。结果表明，蒸馏通道堵塞的主要原因有真空系统能力不足、喷淋水温度控制不合理、系统气密性差、设备故障和蒸馏负荷大。控制真空蒸馏过程真空度小于4 Pa、蒸馏阶段喷淋水温度控制在合理范围可有效降低蒸馏通道堵塞率。

摘要：
铝电解槽电压主要由阳极压降、卡具压降、极间压降、阴极压降、立柱母线压降、阳极母线压降、反电动势及槽周母线压降等部分组成，铝电解生产过程中保持电压平衡是电解槽平稳高效运行的基本条件。通过对400 kA预焙铝电解槽电压平衡测定，结合生产现状，对电压平衡调整的方向和措施进行了分析和总结，降低电解槽各部位电压降，加强电解槽生产管理，是节能降耗的有效途径。

摘要：
详细介绍了400 kA电解槽焦粒焙烧法和干法启动全过程，分析总结焙烧启动过程中常见的异常问题、技术条件管控及处理方法，确保焙烧启动过程可控，为后期生产平稳提供保证。该电解系列较长的槽寿命和高效生产证明了所采用的焙烧启动方法的合理性。

摘要：
地浸采铀过程中常伴随生成化学沉淀，影响铀的浸出效率。为了揭示化学沉淀出现的时间和位置规律，在溶浸液相同的情况下，对含矿层孔隙度的时空演化进行了数值模拟。模拟结果显示：0~5 d，模拟区从距离注液孔2.6~20 m处均有孔隙度—渗透性增大（化学溶解）的现象；第5天之后，整个模拟区均出现了不同程度的孔隙度—渗透性减小（化学沉淀）的现象。模型运行到设定的最长时间（550 d）时，在模型紧邻注液孔的位置孔隙度减小了25.7%，在模型紧邻抽液孔的位置孔隙度减小了15.13%。

摘要：
以铪钛富集渣为原料，经硝酸溶解后采用TBP进行铪的萃取分离试验，主要考察铪钛质量浓度、有机相初始酸度、萃取时间、水相初始酸度、相比等对铪钛分离的影响，同时进行了不同浓度硝酸洗涤试验，以萃取和洗涤得到数据为基础进行了分馏萃取理论级数的计算。结果表明，最优萃取条件为：铪钛总质量浓度2.8 g/L、有机相初始酸度3.1 mol/L、萃取时间6 min、水相初始酸度6.5 mol/L、相比1︰1，铪、钛萃取率分别为84.8%和5.1%，铪、钛分配比分别为5.6和0.054，萃取分离系数βHf/Ti=104。选用10 mol/L硝酸洗涤TBP载铪有机相，得到洗涤β""Hf/Ti=105，基本与βHf/Ti保持一致，经计算分馏萃取分离铪钛需要萃取级数3级，洗涤级数4级。

摘要：
采用硫酸熟化—水浸工艺进行综合提取锂云母中锂、铷、铯的研究，考察了硫酸浓度、酸矿比、熟化温度、熟化时间、浸出温度、液固比等对锂、铷、铯浸取率的影响。结果表明，提取锂、铷、铯的最优工艺条件为：酸矿比1︰1、硫酸浓度70%、120 ℃熟化8 h、液固比4︰1、50 ℃浸出1 h。在此条件下，锂、铷、铯的浸出率分别为91.42%、88.83%、90.09%。

摘要：
分别采用正交试验法和单因素试验法考察I2-KI-H2O2体系下碘质量分数、n(I2)/n(I?)比值、双氧水用量、固液比对金溶解速率的影响程度，以及碘化钾质量分数、m(I2)/m(I?)比值、双氧水用量、溶液温度和溶液pH对金溶解时间的影响，然后对金溶解后的溶液进行稳定性测试。结果表明，各因素影响程度大小顺序依次为固液比、双氧水用量、n(I2)/n(I?)比值、碘质量分数。当碘化钾质量分数为0.2~0.25 g/mL、m(I2)/m(I?)=1︰5~1︰4、双氧水用量0.7~0.9 mL、温度室温、pH为原溶液状态时，金溶解速率最大，溶液的稳定性可以满足使用要求。

摘要：
对复杂金精矿浸铜渣硫酸和氟化氢铵预处理工艺进行研究，考察了硫酸与氟化氢铵摩尔浓度比值(RS/A)、摩尔浓度、反应液固比、反应时间、反应温度、搅拌速度对金银提取率的影响。结果表明，RS/A和硫酸与氟化氢铵摩尔浓度是影响金银提取率的关键因素，在RS/A=1/1，其摩尔浓度值升高，金、银的提取率可以得到显著提高。浸铜渣经预处理后，包裹物遭到破坏，出现蜂窝状孔隙，硅含量由原来的33.28%降低到5.49%。最佳预处理条件：RS/A=1/1、摩尔浓度值1.5 mol/L、反应液固比5︰1、反应时间2 h、反应温度298 K、搅拌速度250 r/min。氰化条件：反应液固比4︰1、pH=10.5、氰化钠浓度4‰、搅拌速度300 r/min、反应时间72 h、反应温度298 K，此条件下，金、银的提取率分别为98.20%、95.77%，氰化残渣中金、银含量分别小于1.3 g/t、50 g/t。

摘要：
某高砷高铜金精矿含砷高达9.42%，采用加压氧化—氰化工艺处理，铜、金、银浸出率分别为96%~97%、99%、78%，加压氧化过程80%以上的砷固化在氧化渣中。同时开展了铜萃取、萃余液处理、毒性浸出等工艺单元试验，打通整体流程。毒性浸出试验表明，氰化渣、中和渣毒性浸出液中的重金属、砷浓度达标。采用加压氧化工艺处理高砷高铜金精矿是可行的。

摘要：
国外某选矿厂浮选所得金精矿，其中杂质元素砷、硫、铁主要以毒砂和黄铁矿的形式存在于金精矿中，多数金被包裹在硫化物中。该金精矿直接氰化浸出金浸出率仅有70.89%。对比通过碱浸、细磨和热压氧化三种不同的预处理方式后金的浸出率，最终选定酸性热压氧化浸出。在氧化矿浆浓度20%、氧分压0.7 MPa、搅拌速度600 r/min、温度160 ℃、氧化反应3 h的预处理后进行氰化浸出，金浸出率达到97.49%。

摘要：
低锗单宁锗采用“盐酸+盐浸出脱杂—三段水逆流洗涤—煅烧”工艺可以明显提高锗精矿的品质。在液固比(4.0~4.5)︰1、浸出脱杂温度40~60 ℃、浸出脱杂时间120~180 min时，杂质Ca、Pb、Zn和Fe脱除率分别约为90%、95%、92%和80%，脱杂单宁锗中含Ge约4%，产率约45%。煅烧产率约15%，Ge收率>95%，煅烧锗精矿含Ge约27%。

摘要：
通过改善铸态镁合金制备工艺，得到一种组织均匀、性能优异的Mg-6Sn-3Al-1Zn合金，合金抗拉强度、屈服强度、延伸率分别达到219 MPa、82 MPa、16%，晶粒尺寸为133.35 μm。

摘要：
研究多晶硅工业的主要副产品四氯化硅（SiCl4）在离子液体中的溶解、电沉积过程。结果表明，SiCl4在离子液体中的溶解度随温度升高而降低，离子液体的导电率随温度升高而增加。在阴离子为[TNf2]的情况下，阳离子为[N1114]的季铵盐类离子液体比咪唑类[Bmim]离子液体具有更好的SiCl4溶解度和导电性。SiCl4在季铵盐类离子液体的溶解度随烷基主链长度增加而增大，随侧链长度增加而降低。[N1114][TNf2]和SiCl4之间形成C-Cl、Si-O和C-Si键，在[N1114][TNf2]-SiCl4体系中Si4+的还原电位为-2.2 V。在温度25 ℃、SiCl4浓度0.3 mol/L、电流密度20 A/m2、电解时间2 h的条件下可电沉积得到较为致密的硅薄膜，呈球形颗粒状分布。

摘要：
采用HCl+H2O2体系对铁锂废料选择性提锂，浸出液除杂沉Li2CO3；浸出渣盐酸酸溶后，采用Na2CO3控制pH制备FePO4?2H2O。主要研究盐酸用量、H2O2用量和液固比对锂浸出率的影响；反应pH、反应温度、反应物Fe/P比对FePO4?2H2O产品质量的影响。两工序后液混合可获得Li3PO4副产物。工艺中无铁的废渣产生，锂收率达到97%，铁收率达到98%。

摘要：
对比分析有色冶金生产过程产出的中低浓度氨氮废水处理技术，利用实验室小试考察了吹脱法、折点氯化法、药剂沉淀法和光催化技术脱除废水中氨氮的效果。结果表明，采用光催化技术处理废水，氨氮脱除率为90%~99%。在此基础上开发了一套能力为40 m3/d错流式光催化有色金属氨氮废水处理装置，将此工艺及装备用于处理氨氮浓度为266.74~1 509.79 mg/L的实际工业废水，处理后废水中氨氮含量小于20 mg/L，脱除率平均为72%，最高达到93.3%。

摘要：
对某含锑难处理金精矿采用碱预处理—压力氧化—氰化回收金进行研究。考察了预处理碱浓度、浸出时间和温度对锑脱除率的影响，并考察了矿浆浓度、氧分压、反应温度和反应时间对氧化渣硫氧化率的影响。结果表明，含锑金精矿在细度-0.045 mm>80%、NaOH 50 g/L、浸出时间3 h、浸出温度90 ℃、液固比4︰1的条件下碱预处理脱锑，锑脱除率95%。碱预处理渣在矿浆浓度40%、氧分压0.7~0.8 MPa、反应温度200 ℃，停留时间30 min条件下，平均硫氧化率97.12%。加压氧化渣氰化，渣计金浸出率超过95%。

摘要：
采用选择性浸出—酸浸—萃取工艺回收某湿法炼锌企业产生的净化钴渣中的锌、钴。合适的选择性浸出条件为：净化钴渣粒度＜0.530 mm、浸出过程pH≥3.5、浸出终点pH=4.5、浸出时间3 h、浸出液固比4︰1、浸出过程不加热（30 ℃），在此条件下锌浸出率超过95%、钴浸出率仅为6.24%。选择性浸出后锌主要进入浸出液，可返回至湿法炼锌工序回收利用；钴主要留存在选择性浸出渣中，继续经过酸浸溶出、P204萃取除杂后也可被回收利用。

摘要：
研究某高钛铝土矿在不同磁场强度、磁选液固比及磁选时间条件下钛(铁)和铝的分离特性，并研究了磁选后含铝尾矿在不同溶出条件下的溶出特性。结果表明，在磁场强度19.5 kA/m、磁选液固比5︰1、磁选时间4 min时，铝回收率为75.19%，钛、铁脱除率分别为57.45%和73.95%。含铝尾矿在溶出时间45 min、石灰添加量2%、碱浓度180 g/L时，氧化铝实际溶出率为80.95%。磁选工艺能较好地实现高钛铝土矿中钛(铁)和铝的分离，且分离后含铝尾矿具有较好溶出特性。

摘要：
以实际生产情况为依据，对蒸馏通道堵塞的影响因素进行了系统分析，并提出了具体改进措施。结果表明，蒸馏通道堵塞的主要原因有真空系统能力不足、喷淋水温度控制不合理、系统气密性差、设备故障和蒸馏负荷大。控制真空蒸馏过程真空度小于4 Pa、蒸馏阶段喷淋水温度控制在合理范围可有效降低蒸馏通道堵塞率。

摘要：
铝电解槽电压主要由阳极压降、卡具压降、极间压降、阴极压降、立柱母线压降、阳极母线压降、反电动势及槽周母线压降等部分组成，铝电解生产过程中保持电压平衡是电解槽平稳高效运行的基本条件。通过对400 kA预焙铝电解槽电压平衡测定，结合生产现状，对电压平衡调整的方向和措施进行了分析和总结，降低电解槽各部位电压降，加强电解槽生产管理，是节能降耗的有效途径。

摘要：
详细介绍了400 kA电解槽焦粒焙烧法和干法启动全过程，分析总结焙烧启动过程中常见的异常问题、技术条件管控及处理方法，确保焙烧启动过程可控，为后期生产平稳提供保证。该电解系列较长的槽寿命和高效生产证明了所采用的焙烧启动方法的合理性。

摘要：
地浸采铀过程中常伴随生成化学沉淀，影响铀的浸出效率。为了揭示化学沉淀出现的时间和位置规律，在溶浸液相同的情况下，对含矿层孔隙度的时空演化进行了数值模拟。模拟结果显示：0~5 d，模拟区从距离注液孔2.6~20 m处均有孔隙度—渗透性增大（化学溶解）的现象；第5天之后，整个模拟区均出现了不同程度的孔隙度—渗透性减小（化学沉淀）的现象。模型运行到设定的最长时间（550 d）时，在模型紧邻注液孔的位置孔隙度减小了25.7%，在模型紧邻抽液孔的位置孔隙度减小了15.13%。

摘要：
以铪钛富集渣为原料，经硝酸溶解后采用TBP进行铪的萃取分离试验，主要考察铪钛质量浓度、有机相初始酸度、萃取时间、水相初始酸度、相比等对铪钛分离的影响，同时进行了不同浓度硝酸洗涤试验，以萃取和洗涤得到数据为基础进行了分馏萃取理论级数的计算。结果表明，最优萃取条件为：铪钛总质量浓度2.8 g/L、有机相初始酸度3.1 mol/L、萃取时间6 min、水相初始酸度6.5 mol/L、相比1︰1，铪、钛萃取率分别为84.8%和5.1%，铪、钛分配比分别为5.6和0.054，萃取分离系数βHf/Ti=104。选用10 mol/L硝酸洗涤TBP载铪有机相，得到洗涤β""Hf/Ti=105，基本与βHf/Ti保持一致，经计算分馏萃取分离铪钛需要萃取级数3级，洗涤级数4级。

摘要：
采用硫酸熟化—水浸工艺进行综合提取锂云母中锂、铷、铯的研究，考察了硫酸浓度、酸矿比、熟化温度、熟化时间、浸出温度、液固比等对锂、铷、铯浸取率的影响。结果表明，提取锂、铷、铯的最优工艺条件为：酸矿比1︰1、硫酸浓度70%、120 ℃熟化8 h、液固比4︰1、50 ℃浸出1 h。在此条件下，锂、铷、铯的浸出率分别为91.42%、88.83%、90.09%。

摘要：
分别采用正交试验法和单因素试验法考察I2-KI-H2O2体系下碘质量分数、n(I2)/n(I?)比值、双氧水用量、固液比对金溶解速率的影响程度，以及碘化钾质量分数、m(I2)/m(I?)比值、双氧水用量、溶液温度和溶液pH对金溶解时间的影响，然后对金溶解后的溶液进行稳定性测试。结果表明，各因素影响程度大小顺序依次为固液比、双氧水用量、n(I2)/n(I?)比值、碘质量分数。当碘化钾质量分数为0.2~0.25 g/mL、m(I2)/m(I?)=1︰5~1︰4、双氧水用量0.7~0.9 mL、温度室温、pH为原溶液状态时，金溶解速率最大，溶液的稳定性可以满足使用要求。

摘要：
对复杂金精矿浸铜渣硫酸和氟化氢铵预处理工艺进行研究，考察了硫酸与氟化氢铵摩尔浓度比值(RS/A)、摩尔浓度、反应液固比、反应时间、反应温度、搅拌速度对金银提取率的影响。结果表明，RS/A和硫酸与氟化氢铵摩尔浓度是影响金银提取率的关键因素，在RS/A=1/1，其摩尔浓度值升高，金、银的提取率可以得到显著提高。浸铜渣经预处理后，包裹物遭到破坏，出现蜂窝状孔隙，硅含量由原来的33.28%降低到5.49%。最佳预处理条件：RS/A=1/1、摩尔浓度值1.5 mol/L、反应液固比5︰1、反应时间2 h、反应温度298 K、搅拌速度250 r/min。氰化条件：反应液固比4︰1、pH=10.5、氰化钠浓度4‰、搅拌速度300 r/min、反应时间72 h、反应温度298 K，此条件下，金、银的提取率分别为98.20%、95.77%，氰化残渣中金、银含量分别小于1.3 g/t、50 g/t。

摘要：
某高砷高铜金精矿含砷高达9.42%，采用加压氧化—氰化工艺处理，铜、金、银浸出率分别为96%~97%、99%、78%，加压氧化过程80%以上的砷固化在氧化渣中。同时开展了铜萃取、萃余液处理、毒性浸出等工艺单元试验，打通整体流程。毒性浸出试验表明，氰化渣、中和渣毒性浸出液中的重金属、砷浓度达标。采用加压氧化工艺处理高砷高铜金精矿是可行的。

摘要：
国外某选矿厂浮选所得金精矿，其中杂质元素砷、硫、铁主要以毒砂和黄铁矿的形式存在于金精矿中，多数金被包裹在硫化物中。该金精矿直接氰化浸出金浸出率仅有70.89%。对比通过碱浸、细磨和热压氧化三种不同的预处理方式后金的浸出率，最终选定酸性热压氧化浸出。在氧化矿浆浓度20%、氧分压0.7 MPa、搅拌速度600 r/min、温度160 ℃、氧化反应3 h的预处理后进行氰化浸出，金浸出率达到97.49%。

摘要：
低锗单宁锗采用“盐酸+盐浸出脱杂—三段水逆流洗涤—煅烧”工艺可以明显提高锗精矿的品质。在液固比(4.0~4.5)︰1、浸出脱杂温度40~60 ℃、浸出脱杂时间120~180 min时，杂质Ca、Pb、Zn和Fe脱除率分别约为90%、95%、92%和80%，脱杂单宁锗中含Ge约4%，产率约45%。煅烧产率约15%，Ge收率>95%，煅烧锗精矿含Ge约27%。

摘要：
通过改善铸态镁合金制备工艺，得到一种组织均匀、性能优异的Mg-6Sn-3Al-1Zn合金，合金抗拉强度、屈服强度、延伸率分别达到219 MPa、82 MPa、16%，晶粒尺寸为133.35 μm。

摘要：
研究多晶硅工业的主要副产品四氯化硅（SiCl4）在离子液体中的溶解、电沉积过程。结果表明，SiCl4在离子液体中的溶解度随温度升高而降低，离子液体的导电率随温度升高而增加。在阴离子为[TNf2]的情况下，阳离子为[N1114]的季铵盐类离子液体比咪唑类[Bmim]离子液体具有更好的SiCl4溶解度和导电性。SiCl4在季铵盐类离子液体的溶解度随烷基主链长度增加而增大，随侧链长度增加而降低。[N1114][TNf2]和SiCl4之间形成C-Cl、Si-O和C-Si键，在[N1114][TNf2]-SiCl4体系中Si4+的还原电位为-2.2 V。在温度25 ℃、SiCl4浓度0.3 mol/L、电流密度20 A/m2、电解时间2 h的条件下可电沉积得到较为致密的硅薄膜，呈球形颗粒状分布。

摘要：
采用HCl+H2O2体系对铁锂废料选择性提锂，浸出液除杂沉Li2CO3；浸出渣盐酸酸溶后，采用Na2CO3控制pH制备FePO4?2H2O。主要研究盐酸用量、H2O2用量和液固比对锂浸出率的影响；反应pH、反应温度、反应物Fe/P比对FePO4?2H2O产品质量的影响。两工序后液混合可获得Li3PO4副产物。工艺中无铁的废渣产生，锂收率达到97%，铁收率达到98%。

摘要：
对比分析有色冶金生产过程产出的中低浓度氨氮废水处理技术，利用实验室小试考察了吹脱法、折点氯化法、药剂沉淀法和光催化技术脱除废水中氨氮的效果。结果表明，采用光催化技术处理废水，氨氮脱除率为90%~99%。在此基础上开发了一套能力为40 m3/d错流式光催化有色金属氨氮废水处理装置，将此工艺及装备用于处理氨氮浓度为266.74~1 509.79 mg/L的实际工业废水，处理后废水中氨氮含量小于20 mg/L，脱除率平均为72%，最高达到93.3%。