摘要：
二氧化硫的电化学处理技术应用领域非常广泛，具有几乎不需要化学试剂，能耗低，环保等优点，对其研究具有重要意义。介绍了二氧化硫电化学处理的两个方向，即电化学还原和电化学氧化。电化学还原法主要是将二氧化硫还原成硫磺或者连二亚硫酸盐；电化学氧化法主要是将二氧化硫氧化成硫酸。并从这两个方面系统介绍了国内外的研究情况和发展趋势。

摘要：
对海底多金属结核矿合同区样品进行了物理化学性质分析，掌握其基本的物理化学特性。结果表明，本研究结核形状多样，粒径在1~100 mm，-50 mm占90%，绝大部分集中在10~50 mm；主要金属Mn、Fe、Ni、Co、Cu含量分别为23.84%、5.80%、1.04%、0.17%、0.87%，其他成分中硅和铝含量较高，总含水量22%，含水率高；平均堆密度1.04 g/cm3，平均真密度3.25 g/cm3；结晶程度相对较好，绝大部分锰呈10?水锰矿存在，少量岩屑矿物为石英及长石。添加适量的CaF2对于降低样品熔融点温度效果明显，可以使相变向低温方向移动。经还原焙烧—湿式磁选处理工艺，很好地实现了锰和镍钴铜铁选择性还原分离富集。

摘要：
采用P204萃取含氟、氯的锌浸出液，锌萃取率大于95%，反萃率高于99%，回收率高于98%，氟、氯脱除率均高于99%。P204萃取锌浸出液的工艺条件为：皂化率65%、锌料液pH=4.0、萃取温度40 ℃、相比O/A=2、萃取时间5 min。锌电解废液反萃锌的工艺条件为：H2SO4 120 g/L、反萃温度40 ℃、相比O/A=0.5、反萃时间5 min。萃取、反萃温度控制在40~45 ℃，可避免出现有机相乳化和分相时间长等问题。串级试验萃余液含锌2.42 g/L、氟0.52 g/L、氯1.42 g/L，经沉氟、沉氯处理后，氟、氯浓度分别降低到0.042 g/L、0.079 g/L，可返回锌冶炼系统配入浸出、净化使用。

摘要：
：介绍了铜冶炼白烟尘在不同浸出体系下的浸出效果。结果表明，酸浸体系较水浸、碱浸体系效果更好。在H2SO4浓度2 mol/L、液固比4:1、温度50 ℃、浸出时间2 h、搅拌速度400 r/min的最佳酸浸条件下，铜、锌、砷、镉和铁的浸出率分别为99.75%、99.81%、86.85%、95.85%和57.83%。采用铁粉置换—铁盐沉砷—中和沉锌镉的方法从酸浸液中回收Cu、As、Zn和Cd，在最优条件下，铜、砷、锌和镉回收率分别为99.70%、98.81%、99.47%和99.98%。

摘要：
覆铜板废边角料是一种具有明显“高硼低铁”特征的电子废料，为获得适合覆铜板废边角料回收工艺的黏度特性，用分析纯化学试剂配制合成覆铜板废边角料熔炼渣，采用RTW-10型熔体综合物性测定仪测定熔炼渣的黏度，并探索了FeO含量（ ）、Fe3O4含量( )、Al2O3含量（ ）、B2O3含量（ ）及钙硅比（ ）等炉渣组成对黏度的影响规律。结果表明，熔炼渣黏度随熔炼温度T、 、 和 增大而减小；随 或 增大而增大；在工业生产熔炼温度下（1 100~1 200 ℃），黏度在0.1~0.5 Pa?s之间波动，流动性较好，能满足冶炼要求。

摘要：
结合熔盐电解法制备了数微米长、200 nm左右宽的纳米级硅线。采用预烧结的多孔SiO2粉末为阴极、等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐为电解质、石墨棒为阳极，在700 ℃、1.8 V槽电压下通电5 h后获得产物单质Si。研究了单质Si在电化学形核及后续生长过程中的微观结构及形貌演变规律，发现在晶体Si电化学形核后逐渐堆积形成“珠串”状结构，构成了硅线的雏形，在高温作用下，该结构继续生长最终形成纳米级硅线结构。

摘要：
以某盐湖提钾后老卤为研究对象，其中锂含量仅有0.15 g/L，镁锂比达到800︰1。磁性铝系吸附剂的饱和吸附容量为4.3 mg/g，提锂后吸附剂利用超导磁选机实现与卤水的固液分离，同步实现洗盐和解吸，最终得到含锂解吸液产品。研究表明，超导磁选机采用钢网片聚磁介质，背景磁场强度2 400 kA/m，吸附剂浓度10%，下料速度10 cm/s的情况下，吸附剂的截留率达到99%以上。在500 mL淡水洗盐，1.5 L淡水解吸，解吸液中Li+ 0.28 g/L，Mg2+0.57 g/L，全流程卤水中锂的回收率在80%以上；吸附剂在磁选机进行100次吸附解吸循环，吸附剂累计丢失8.9%。该工艺有一定的工业利用价值。

摘要：
对某砂岩型铀矿石开展不同O2剂量的中性浸出试验。结果表明，试验矿石中性浸出性能较差，铀浓度基本低于20 mg/L，在25.2的高液固比条件下，铀浸出率仅为35.36%~41.85%；前期以六价铀浸出为主，浸出强度与HCO3-浓度正相关；六价铀基本被浸出后，有O2、无O2的浸出差别明显，但O2剂量在30~200 mg/L变化时浸出差别并不显著；相对高的pH有利于形成更稳定的铀酰络合物和降低铀的氧化还原临界电位，但应避免高pH引起碳酸钙沉淀。在地浸生产保持不低于800 mg/L的HCO3-和维持浸出液10~20 mg/L的余氧是合适的。

摘要：
对某砂岩型铀矿地下水淡化少试剂地浸采铀浸出液中SO42-的去除试验进行数值模拟。对三组溶液(溶液3、溶液4、溶液7)一共进行了7次模拟实验，得到Ca2+与SO42-反应生成石膏沉淀的速率为(4.8～9.4)×10-9 mol/(cm2?s)。其中溶液3三组反应与溶液4两组反应的模拟值与实测值几乎一致，溶液7两组反应模拟结果的去除率略低于实测值。当溶质中SO42-浓度与模型中三种溶液浓度相近，溶液中加入12 g/L，可以确定SO42-沉淀速率为(7.2~7.75)×10-9 mol/(cm2?s)。CaO溶解在水溶液中会放出一定的热量，不同溶液的饱和指数也有所差异等原因使得模拟结果所得到的沉淀速率不是一个确切值，而是在一个区间值内，但都在同一个数量级内，并且模拟结果与实测结果拟合较好。

摘要：
研究了P204从硫酸体系萃取镓的性能，分别考察了料液酸度、萃取剂浓度、时间、浓度等对镓萃取与反萃的影响并绘制等温线，确定并模拟逆流试验过程。结果表明：料液含0.3 g/L Ga3+，pH=1.2，有机相采用20%P204（体积分数）+磺化煤油，按相比O/A=1︰3，25 ℃萃取8 min，经过3级逆流萃取，镓萃取率可达到99.33%，负载有机相用1.0 mol/L H2SO4溶液反萃，按相比O/A=10︰1，反萃温度25 ℃，反萃时间10 min，经过3级逆流反萃，镓反萃率达98.99%，镓浓度富集近30倍。反萃液中的镓经氨水中和沉淀、焙烧后，可得到氧化镓产品。

摘要：
以缅甸稀土矿与福建稀土矿为研究对象，采用柱浸工艺方法，研究风化壳淋积型稀土矿的矿石性质，分析乙酸铵添加浓度对风化壳淋积型稀土矿轻、中重稀土浸出的影响。结果表明，缅甸和福建稀土矿分别属于中钇型中重稀土选择型稀土矿和富铕轻稀土选择型稀土矿，并且均存在铈负异常和铕负异常现象。乙酸铵最佳添加浓度为0.04 mol/L，稀土浸出可达到浸出平衡，浸出率提升到95%，同时乙酸铵主要通过增强钇元素的浸出，使缅甸稀土矿轻/中重稀土比值从1.04下降到0.98，福建稀土矿轻/中重稀土比值从1.65下降到1.47，表明乙酸铵能够明显提高中重稀土的浸出。

摘要：
以LiCl-KCl为电解质体系，LaCl3为原料，利用循环伏安法、计时电位法和计时电流法研究773 K时镧离子在钨电极上的电化学还原过程。结果表明，在773 K、50%KCl-50%LiCl-2%LaCl3的熔盐体系中，镧离子在钨电极上还原是一步转移3个电子反应(La3++3e →La)，相对于Ag/AgCl电极析出电位为-2.05 V；镧在钨电极析出过程中出现成核极化现象，且通过循环伏安和计时电流法可判断镧离子在钨电极上的析出还原过程为受扩散控制的准可逆反应，扩散系数D=6.36×10-5 cm2/s。

摘要：
针对北方混合轻稀土矿占比2%的中重稀土，研究铝含量、溶液浓度、沉淀方式等对钐铕钆碳酸盐的晶核形成及长大过程的影响。最佳生产工艺条件为：稀土浓度200 g/L、铝含量0.018 g/L的钐铕钆溶液加入50%晶种、正液沉淀。沉淀是由Sm2(CO3)3?2.85H2O、Eu2(CO3)3?3H2O、Gd2(CO3)3?3H2O组成的非晶型钐铕钆碳酸盐，铝含量低于0.02 g/L可消除铝水解的影响，得到的钐铕钆碳酸盐晶粒尺寸大、晶化程度高，易于过滤。

摘要：
以含锂废渣为原料，用水浸出，再用二氧化碳碳化的方法使氢氧化锂转化为碳酸锂和碳酸氢锂，实现了硼、锂的一步分离，并采用恒温热分解法处理碳酸氢锂溶液，制得碳酸锂。采用正交试验探究了达到最高回收率及产品纯度的条件。结果表明，此生产工艺简单，碳酸锂回收率可达94%以上，产品纯度可达90%以上。

摘要：
采用高温固相反应法，在1 400 ℃/12 h烧结条件下制备了具有Ti空位补偿的Ba1-xSmxTi1-x/4O3（BST；x=0.02~0.07）陶瓷。利用XRD对BST陶瓷的晶体结构进行表征，并在532和638 nm两种激发波长下对其进行拉曼光谱测试。结果表明：当x≤0.07时，所有的BST陶瓷均表现为单相钙钛矿结构，并且随着Sm含量的增加，其晶体结构由四方相（x≤0.06）转变为立方相（x=0.07）；不同激发波长下的拉曼测试证实高频谱来自稀土Sm3+的荧光效应。

摘要：
采用混凝和电絮凝工艺去除废水中的多种金属离子（Pb2+、Cd2+、Cu2+、Ni2+），研究混凝反应主要影响因素液相pH、混凝剂（PAC）投加量对各金属离子去除效率的影响，探讨废水pH、施加电流密度对各金属离子电絮凝去除效率的影响，阐明混凝和电絮凝多金属协同沉淀去除的机制。结果表明，PAC混凝去除废水中Pb2+、Cd2+、Cu2+、Ni2+的最佳pH为7.0，最佳投加量600 mg/L，Pb2+、Cu2+去除效率远高于Cd2+、Ni2+；电絮凝反应金属离子去除的最佳pH为7.0，最佳电流密度为1.2~1.8 mA/cm2。混凝与电絮凝金属离子的去除效率与金属离子的半径、相对分子质量大小无关，而与金属离子的溶度积直接相关，金属离子的溶度积越低，混凝和电絮凝去除效率越高。电絮凝较混凝反应，具有更高的金属离子去除效率。研究结果对于采用混凝和电絮凝工艺处理多金属污染废水具有借鉴和指导意义。

摘要：
从高铝粉煤灰的矿相特性入手，研究转化剂的种类及用量、温度、时间、液固比等对高铝粉煤灰钙矿相转化行为的影响及其反应机理，并提出了高铝粉煤灰制备铝硅合金新工艺。结果表明，高铝粉煤灰中Al2O3和SiO2含量之和达到70%以上，Ca元素主要以CaSO4形式存在，还有一部分以2CaO?Al2O3?SiO2形式存在。粉煤灰中钙矿相转化为碳酸钙后对后续酸浸除杂过程中氧化铝损失影响不大，但能够大幅度提高除钙率。高铝粉煤灰钙矿相转化最佳条件为：转化剂Na2CO3添加量为2倍理论值、转化温度60 ℃、反应时间1.5 h、液固比4，在此条件下除钙率能够达到90%以上。

摘要：
钼铼生产废水具有高氨氮、含油和重金属的特点，采用“气浮—芬顿法—沉淀—脱氨—电絮凝”工艺处理钼铼生产废水，原水氨氮20~40 g/L，COD 500~1 000 mg/L，出水氨氮<10 mg/L，COD<100 mg/L，重金属<0.5 mg/L，达到GB 8978—1996一级排放标准。本工程具有处理效果好和运行稳定的优势，具有较好的社会与环境效益。

摘要：
二氧化硫的电化学处理技术应用领域非常广泛，具有几乎不需要化学试剂，能耗低，环保等优点，对其研究具有重要意义。介绍了二氧化硫电化学处理的两个方向，即电化学还原和电化学氧化。电化学还原法主要是将二氧化硫还原成硫磺或者连二亚硫酸盐；电化学氧化法主要是将二氧化硫氧化成硫酸。并从这两个方面系统介绍了国内外的研究情况和发展趋势。

摘要：
对海底多金属结核矿合同区样品进行了物理化学性质分析，掌握其基本的物理化学特性。结果表明，本研究结核形状多样，粒径在1~100 mm，-50 mm占90%，绝大部分集中在10~50 mm；主要金属Mn、Fe、Ni、Co、Cu含量分别为23.84%、5.80%、1.04%、0.17%、0.87%，其他成分中硅和铝含量较高，总含水量22%，含水率高；平均堆密度1.04 g/cm3，平均真密度3.25 g/cm3；结晶程度相对较好，绝大部分锰呈10?水锰矿存在，少量岩屑矿物为石英及长石。添加适量的CaF2对于降低样品熔融点温度效果明显，可以使相变向低温方向移动。经还原焙烧—湿式磁选处理工艺，很好地实现了锰和镍钴铜铁选择性还原分离富集。

摘要：
采用P204萃取含氟、氯的锌浸出液，锌萃取率大于95%，反萃率高于99%，回收率高于98%，氟、氯脱除率均高于99%。P204萃取锌浸出液的工艺条件为：皂化率65%、锌料液pH=4.0、萃取温度40 ℃、相比O/A=2、萃取时间5 min。锌电解废液反萃锌的工艺条件为：H2SO4 120 g/L、反萃温度40 ℃、相比O/A=0.5、反萃时间5 min。萃取、反萃温度控制在40~45 ℃，可避免出现有机相乳化和分相时间长等问题。串级试验萃余液含锌2.42 g/L、氟0.52 g/L、氯1.42 g/L，经沉氟、沉氯处理后，氟、氯浓度分别降低到0.042 g/L、0.079 g/L，可返回锌冶炼系统配入浸出、净化使用。

摘要：
：介绍了铜冶炼白烟尘在不同浸出体系下的浸出效果。结果表明，酸浸体系较水浸、碱浸体系效果更好。在H2SO4浓度2 mol/L、液固比4:1、温度50 ℃、浸出时间2 h、搅拌速度400 r/min的最佳酸浸条件下，铜、锌、砷、镉和铁的浸出率分别为99.75%、99.81%、86.85%、95.85%和57.83%。采用铁粉置换—铁盐沉砷—中和沉锌镉的方法从酸浸液中回收Cu、As、Zn和Cd，在最优条件下，铜、砷、锌和镉回收率分别为99.70%、98.81%、99.47%和99.98%。

摘要：
覆铜板废边角料是一种具有明显“高硼低铁”特征的电子废料，为获得适合覆铜板废边角料回收工艺的黏度特性，用分析纯化学试剂配制合成覆铜板废边角料熔炼渣，采用RTW-10型熔体综合物性测定仪测定熔炼渣的黏度，并探索了FeO含量（ ）、Fe3O4含量( )、Al2O3含量（ ）、B2O3含量（ ）及钙硅比（ ）等炉渣组成对黏度的影响规律。结果表明，熔炼渣黏度随熔炼温度T、 、 和 增大而减小；随 或 增大而增大；在工业生产熔炼温度下（1 100~1 200 ℃），黏度在0.1~0.5 Pa?s之间波动，流动性较好，能满足冶炼要求。

摘要：
结合熔盐电解法制备了数微米长、200 nm左右宽的纳米级硅线。采用预烧结的多孔SiO2粉末为阴极、等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐为电解质、石墨棒为阳极，在700 ℃、1.8 V槽电压下通电5 h后获得产物单质Si。研究了单质Si在电化学形核及后续生长过程中的微观结构及形貌演变规律，发现在晶体Si电化学形核后逐渐堆积形成“珠串”状结构，构成了硅线的雏形，在高温作用下，该结构继续生长最终形成纳米级硅线结构。

摘要：
以某盐湖提钾后老卤为研究对象，其中锂含量仅有0.15 g/L，镁锂比达到800︰1。磁性铝系吸附剂的饱和吸附容量为4.3 mg/g，提锂后吸附剂利用超导磁选机实现与卤水的固液分离，同步实现洗盐和解吸，最终得到含锂解吸液产品。研究表明，超导磁选机采用钢网片聚磁介质，背景磁场强度2 400 kA/m，吸附剂浓度10%，下料速度10 cm/s的情况下，吸附剂的截留率达到99%以上。在500 mL淡水洗盐，1.5 L淡水解吸，解吸液中Li+ 0.28 g/L，Mg2+0.57 g/L，全流程卤水中锂的回收率在80%以上；吸附剂在磁选机进行100次吸附解吸循环，吸附剂累计丢失8.9%。该工艺有一定的工业利用价值。

摘要：
对某砂岩型铀矿石开展不同O2剂量的中性浸出试验。结果表明，试验矿石中性浸出性能较差，铀浓度基本低于20 mg/L，在25.2的高液固比条件下，铀浸出率仅为35.36%~41.85%；前期以六价铀浸出为主，浸出强度与HCO3-浓度正相关；六价铀基本被浸出后，有O2、无O2的浸出差别明显，但O2剂量在30~200 mg/L变化时浸出差别并不显著；相对高的pH有利于形成更稳定的铀酰络合物和降低铀的氧化还原临界电位，但应避免高pH引起碳酸钙沉淀。在地浸生产保持不低于800 mg/L的HCO3-和维持浸出液10~20 mg/L的余氧是合适的。

摘要：
对某砂岩型铀矿地下水淡化少试剂地浸采铀浸出液中SO42-的去除试验进行数值模拟。对三组溶液(溶液3、溶液4、溶液7)一共进行了7次模拟实验，得到Ca2+与SO42-反应生成石膏沉淀的速率为(4.8～9.4)×10-9 mol/(cm2?s)。其中溶液3三组反应与溶液4两组反应的模拟值与实测值几乎一致，溶液7两组反应模拟结果的去除率略低于实测值。当溶质中SO42-浓度与模型中三种溶液浓度相近，溶液中加入12 g/L，可以确定SO42-沉淀速率为(7.2~7.75)×10-9 mol/(cm2?s)。CaO溶解在水溶液中会放出一定的热量，不同溶液的饱和指数也有所差异等原因使得模拟结果所得到的沉淀速率不是一个确切值，而是在一个区间值内，但都在同一个数量级内，并且模拟结果与实测结果拟合较好。

摘要：
研究了P204从硫酸体系萃取镓的性能，分别考察了料液酸度、萃取剂浓度、时间、浓度等对镓萃取与反萃的影响并绘制等温线，确定并模拟逆流试验过程。结果表明：料液含0.3 g/L Ga3+，pH=1.2，有机相采用20%P204（体积分数）+磺化煤油，按相比O/A=1︰3，25 ℃萃取8 min，经过3级逆流萃取，镓萃取率可达到99.33%，负载有机相用1.0 mol/L H2SO4溶液反萃，按相比O/A=10︰1，反萃温度25 ℃，反萃时间10 min，经过3级逆流反萃，镓反萃率达98.99%，镓浓度富集近30倍。反萃液中的镓经氨水中和沉淀、焙烧后，可得到氧化镓产品。

摘要：
以缅甸稀土矿与福建稀土矿为研究对象，采用柱浸工艺方法，研究风化壳淋积型稀土矿的矿石性质，分析乙酸铵添加浓度对风化壳淋积型稀土矿轻、中重稀土浸出的影响。结果表明，缅甸和福建稀土矿分别属于中钇型中重稀土选择型稀土矿和富铕轻稀土选择型稀土矿，并且均存在铈负异常和铕负异常现象。乙酸铵最佳添加浓度为0.04 mol/L，稀土浸出可达到浸出平衡，浸出率提升到95%，同时乙酸铵主要通过增强钇元素的浸出，使缅甸稀土矿轻/中重稀土比值从1.04下降到0.98，福建稀土矿轻/中重稀土比值从1.65下降到1.47，表明乙酸铵能够明显提高中重稀土的浸出。

摘要：
以LiCl-KCl为电解质体系，LaCl3为原料，利用循环伏安法、计时电位法和计时电流法研究773 K时镧离子在钨电极上的电化学还原过程。结果表明，在773 K、50%KCl-50%LiCl-2%LaCl3的熔盐体系中，镧离子在钨电极上还原是一步转移3个电子反应(La3++3e →La)，相对于Ag/AgCl电极析出电位为-2.05 V；镧在钨电极析出过程中出现成核极化现象，且通过循环伏安和计时电流法可判断镧离子在钨电极上的析出还原过程为受扩散控制的准可逆反应，扩散系数D=6.36×10-5 cm2/s。

摘要：
针对北方混合轻稀土矿占比2%的中重稀土，研究铝含量、溶液浓度、沉淀方式等对钐铕钆碳酸盐的晶核形成及长大过程的影响。最佳生产工艺条件为：稀土浓度200 g/L、铝含量0.018 g/L的钐铕钆溶液加入50%晶种、正液沉淀。沉淀是由Sm2(CO3)3?2.85H2O、Eu2(CO3)3?3H2O、Gd2(CO3)3?3H2O组成的非晶型钐铕钆碳酸盐，铝含量低于0.02 g/L可消除铝水解的影响，得到的钐铕钆碳酸盐晶粒尺寸大、晶化程度高，易于过滤。

摘要：
以含锂废渣为原料，用水浸出，再用二氧化碳碳化的方法使氢氧化锂转化为碳酸锂和碳酸氢锂，实现了硼、锂的一步分离，并采用恒温热分解法处理碳酸氢锂溶液，制得碳酸锂。采用正交试验探究了达到最高回收率及产品纯度的条件。结果表明，此生产工艺简单，碳酸锂回收率可达94%以上，产品纯度可达90%以上。

摘要：
采用高温固相反应法，在1 400 ℃/12 h烧结条件下制备了具有Ti空位补偿的Ba1-xSmxTi1-x/4O3（BST；x=0.02~0.07）陶瓷。利用XRD对BST陶瓷的晶体结构进行表征，并在532和638 nm两种激发波长下对其进行拉曼光谱测试。结果表明：当x≤0.07时，所有的BST陶瓷均表现为单相钙钛矿结构，并且随着Sm含量的增加，其晶体结构由四方相（x≤0.06）转变为立方相（x=0.07）；不同激发波长下的拉曼测试证实高频谱来自稀土Sm3+的荧光效应。

摘要：
采用混凝和电絮凝工艺去除废水中的多种金属离子（Pb2+、Cd2+、Cu2+、Ni2+），研究混凝反应主要影响因素液相pH、混凝剂（PAC）投加量对各金属离子去除效率的影响，探讨废水pH、施加电流密度对各金属离子电絮凝去除效率的影响，阐明混凝和电絮凝多金属协同沉淀去除的机制。结果表明，PAC混凝去除废水中Pb2+、Cd2+、Cu2+、Ni2+的最佳pH为7.0，最佳投加量600 mg/L，Pb2+、Cu2+去除效率远高于Cd2+、Ni2+；电絮凝反应金属离子去除的最佳pH为7.0，最佳电流密度为1.2~1.8 mA/cm2。混凝与电絮凝金属离子的去除效率与金属离子的半径、相对分子质量大小无关，而与金属离子的溶度积直接相关，金属离子的溶度积越低，混凝和电絮凝去除效率越高。电絮凝较混凝反应，具有更高的金属离子去除效率。研究结果对于采用混凝和电絮凝工艺处理多金属污染废水具有借鉴和指导意义。

摘要：
从高铝粉煤灰的矿相特性入手，研究转化剂的种类及用量、温度、时间、液固比等对高铝粉煤灰钙矿相转化行为的影响及其反应机理，并提出了高铝粉煤灰制备铝硅合金新工艺。结果表明，高铝粉煤灰中Al2O3和SiO2含量之和达到70%以上，Ca元素主要以CaSO4形式存在，还有一部分以2CaO?Al2O3?SiO2形式存在。粉煤灰中钙矿相转化为碳酸钙后对后续酸浸除杂过程中氧化铝损失影响不大，但能够大幅度提高除钙率。高铝粉煤灰钙矿相转化最佳条件为：转化剂Na2CO3添加量为2倍理论值、转化温度60 ℃、反应时间1.5 h、液固比4，在此条件下除钙率能够达到90%以上。

摘要：
钼铼生产废水具有高氨氮、含油和重金属的特点，采用“气浮—芬顿法—沉淀—脱氨—电絮凝”工艺处理钼铼生产废水，原水氨氮20~40 g/L，COD 500~1 000 mg/L，出水氨氮<10 mg/L，COD<100 mg/L，重金属<0.5 mg/L，达到GB 8978—1996一级排放标准。本工程具有处理效果好和运行稳定的优势，具有较好的社会与环境效益。

摘要：
二氧化硫的电化学处理技术应用领域非常广泛，具有几乎不需要化学试剂，能耗低，环保等优点，对其研究具有重要意义。介绍了二氧化硫电化学处理的两个方向，即电化学还原和电化学氧化。电化学还原法主要是将二氧化硫还原成硫磺或者连二亚硫酸盐；电化学氧化法主要是将二氧化硫氧化成硫酸。并从这两个方面系统介绍了国内外的研究情况和发展趋势。

摘要：
对海底多金属结核矿合同区样品进行了物理化学性质分析，掌握其基本的物理化学特性。结果表明，本研究结核形状多样，粒径在1~100 mm，-50 mm占90%，绝大部分集中在10~50 mm；主要金属Mn、Fe、Ni、Co、Cu含量分别为23.84%、5.80%、1.04%、0.17%、0.87%，其他成分中硅和铝含量较高，总含水量22%，含水率高；平均堆密度1.04 g/cm3，平均真密度3.25 g/cm3；结晶程度相对较好，绝大部分锰呈10?水锰矿存在，少量岩屑矿物为石英及长石。添加适量的CaF2对于降低样品熔融点温度效果明显，可以使相变向低温方向移动。经还原焙烧—湿式磁选处理工艺，很好地实现了锰和镍钴铜铁选择性还原分离富集。

摘要：
采用P204萃取含氟、氯的锌浸出液，锌萃取率大于95%，反萃率高于99%，回收率高于98%，氟、氯脱除率均高于99%。P204萃取锌浸出液的工艺条件为：皂化率65%、锌料液pH=4.0、萃取温度40 ℃、相比O/A=2、萃取时间5 min。锌电解废液反萃锌的工艺条件为：H2SO4 120 g/L、反萃温度40 ℃、相比O/A=0.5、反萃时间5 min。萃取、反萃温度控制在40~45 ℃，可避免出现有机相乳化和分相时间长等问题。串级试验萃余液含锌2.42 g/L、氟0.52 g/L、氯1.42 g/L，经沉氟、沉氯处理后，氟、氯浓度分别降低到0.042 g/L、0.079 g/L，可返回锌冶炼系统配入浸出、净化使用。

摘要：
：介绍了铜冶炼白烟尘在不同浸出体系下的浸出效果。结果表明，酸浸体系较水浸、碱浸体系效果更好。在H2SO4浓度2 mol/L、液固比4:1、温度50 ℃、浸出时间2 h、搅拌速度400 r/min的最佳酸浸条件下，铜、锌、砷、镉和铁的浸出率分别为99.75%、99.81%、86.85%、95.85%和57.83%。采用铁粉置换—铁盐沉砷—中和沉锌镉的方法从酸浸液中回收Cu、As、Zn和Cd，在最优条件下，铜、砷、锌和镉回收率分别为99.70%、98.81%、99.47%和99.98%。

摘要：
覆铜板废边角料是一种具有明显“高硼低铁”特征的电子废料，为获得适合覆铜板废边角料回收工艺的黏度特性，用分析纯化学试剂配制合成覆铜板废边角料熔炼渣，采用RTW-10型熔体综合物性测定仪测定熔炼渣的黏度，并探索了FeO含量（ ）、Fe3O4含量( )、Al2O3含量（ ）、B2O3含量（ ）及钙硅比（ ）等炉渣组成对黏度的影响规律。结果表明，熔炼渣黏度随熔炼温度T、 、 和 增大而减小；随 或 增大而增大；在工业生产熔炼温度下（1 100~1 200 ℃），黏度在0.1~0.5 Pa?s之间波动，流动性较好，能满足冶炼要求。

摘要：
结合熔盐电解法制备了数微米长、200 nm左右宽的纳米级硅线。采用预烧结的多孔SiO2粉末为阴极、等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐为电解质、石墨棒为阳极，在700 ℃、1.8 V槽电压下通电5 h后获得产物单质Si。研究了单质Si在电化学形核及后续生长过程中的微观结构及形貌演变规律，发现在晶体Si电化学形核后逐渐堆积形成“珠串”状结构，构成了硅线的雏形，在高温作用下，该结构继续生长最终形成纳米级硅线结构。

摘要：
以某盐湖提钾后老卤为研究对象，其中锂含量仅有0.15 g/L，镁锂比达到800︰1。磁性铝系吸附剂的饱和吸附容量为4.3 mg/g，提锂后吸附剂利用超导磁选机实现与卤水的固液分离，同步实现洗盐和解吸，最终得到含锂解吸液产品。研究表明，超导磁选机采用钢网片聚磁介质，背景磁场强度2 400 kA/m，吸附剂浓度10%，下料速度10 cm/s的情况下，吸附剂的截留率达到99%以上。在500 mL淡水洗盐，1.5 L淡水解吸，解吸液中Li+ 0.28 g/L，Mg2+0.57 g/L，全流程卤水中锂的回收率在80%以上；吸附剂在磁选机进行100次吸附解吸循环，吸附剂累计丢失8.9%。该工艺有一定的工业利用价值。

摘要：
对某砂岩型铀矿石开展不同O2剂量的中性浸出试验。结果表明，试验矿石中性浸出性能较差，铀浓度基本低于20 mg/L，在25.2的高液固比条件下，铀浸出率仅为35.36%~41.85%；前期以六价铀浸出为主，浸出强度与HCO3-浓度正相关；六价铀基本被浸出后，有O2、无O2的浸出差别明显，但O2剂量在30~200 mg/L变化时浸出差别并不显著；相对高的pH有利于形成更稳定的铀酰络合物和降低铀的氧化还原临界电位，但应避免高pH引起碳酸钙沉淀。在地浸生产保持不低于800 mg/L的HCO3-和维持浸出液10~20 mg/L的余氧是合适的。

摘要：
对某砂岩型铀矿地下水淡化少试剂地浸采铀浸出液中SO42-的去除试验进行数值模拟。对三组溶液(溶液3、溶液4、溶液7)一共进行了7次模拟实验，得到Ca2+与SO42-反应生成石膏沉淀的速率为(4.8～9.4)×10-9 mol/(cm2?s)。其中溶液3三组反应与溶液4两组反应的模拟值与实测值几乎一致，溶液7两组反应模拟结果的去除率略低于实测值。当溶质中SO42-浓度与模型中三种溶液浓度相近，溶液中加入12 g/L，可以确定SO42-沉淀速率为(7.2~7.75)×10-9 mol/(cm2?s)。CaO溶解在水溶液中会放出一定的热量，不同溶液的饱和指数也有所差异等原因使得模拟结果所得到的沉淀速率不是一个确切值，而是在一个区间值内，但都在同一个数量级内，并且模拟结果与实测结果拟合较好。

摘要：
研究了P204从硫酸体系萃取镓的性能，分别考察了料液酸度、萃取剂浓度、时间、浓度等对镓萃取与反萃的影响并绘制等温线，确定并模拟逆流试验过程。结果表明：料液含0.3 g/L Ga3+，pH=1.2，有机相采用20%P204（体积分数）+磺化煤油，按相比O/A=1︰3，25 ℃萃取8 min，经过3级逆流萃取，镓萃取率可达到99.33%，负载有机相用1.0 mol/L H2SO4溶液反萃，按相比O/A=10︰1，反萃温度25 ℃，反萃时间10 min，经过3级逆流反萃，镓反萃率达98.99%，镓浓度富集近30倍。反萃液中的镓经氨水中和沉淀、焙烧后，可得到氧化镓产品。

摘要：
以缅甸稀土矿与福建稀土矿为研究对象，采用柱浸工艺方法，研究风化壳淋积型稀土矿的矿石性质，分析乙酸铵添加浓度对风化壳淋积型稀土矿轻、中重稀土浸出的影响。结果表明，缅甸和福建稀土矿分别属于中钇型中重稀土选择型稀土矿和富铕轻稀土选择型稀土矿，并且均存在铈负异常和铕负异常现象。乙酸铵最佳添加浓度为0.04 mol/L，稀土浸出可达到浸出平衡，浸出率提升到95%，同时乙酸铵主要通过增强钇元素的浸出，使缅甸稀土矿轻/中重稀土比值从1.04下降到0.98，福建稀土矿轻/中重稀土比值从1.65下降到1.47，表明乙酸铵能够明显提高中重稀土的浸出。

摘要：
以LiCl-KCl为电解质体系，LaCl3为原料，利用循环伏安法、计时电位法和计时电流法研究773 K时镧离子在钨电极上的电化学还原过程。结果表明，在773 K、50%KCl-50%LiCl-2%LaCl3的熔盐体系中，镧离子在钨电极上还原是一步转移3个电子反应(La3++3e →La)，相对于Ag/AgCl电极析出电位为-2.05 V；镧在钨电极析出过程中出现成核极化现象，且通过循环伏安和计时电流法可判断镧离子在钨电极上的析出还原过程为受扩散控制的准可逆反应，扩散系数D=6.36×10-5 cm2/s。

摘要：
针对北方混合轻稀土矿占比2%的中重稀土，研究铝含量、溶液浓度、沉淀方式等对钐铕钆碳酸盐的晶核形成及长大过程的影响。最佳生产工艺条件为：稀土浓度200 g/L、铝含量0.018 g/L的钐铕钆溶液加入50%晶种、正液沉淀。沉淀是由Sm2(CO3)3?2.85H2O、Eu2(CO3)3?3H2O、Gd2(CO3)3?3H2O组成的非晶型钐铕钆碳酸盐，铝含量低于0.02 g/L可消除铝水解的影响，得到的钐铕钆碳酸盐晶粒尺寸大、晶化程度高，易于过滤。

摘要：
以含锂废渣为原料，用水浸出，再用二氧化碳碳化的方法使氢氧化锂转化为碳酸锂和碳酸氢锂，实现了硼、锂的一步分离，并采用恒温热分解法处理碳酸氢锂溶液，制得碳酸锂。采用正交试验探究了达到最高回收率及产品纯度的条件。结果表明，此生产工艺简单，碳酸锂回收率可达94%以上，产品纯度可达90%以上。

摘要：
采用高温固相反应法，在1 400 ℃/12 h烧结条件下制备了具有Ti空位补偿的Ba1-xSmxTi1-x/4O3（BST；x=0.02~0.07）陶瓷。利用XRD对BST陶瓷的晶体结构进行表征，并在532和638 nm两种激发波长下对其进行拉曼光谱测试。结果表明：当x≤0.07时，所有的BST陶瓷均表现为单相钙钛矿结构，并且随着Sm含量的增加，其晶体结构由四方相（x≤0.06）转变为立方相（x=0.07）；不同激发波长下的拉曼测试证实高频谱来自稀土Sm3+的荧光效应。

摘要：
采用混凝和电絮凝工艺去除废水中的多种金属离子（Pb2+、Cd2+、Cu2+、Ni2+），研究混凝反应主要影响因素液相pH、混凝剂（PAC）投加量对各金属离子去除效率的影响，探讨废水pH、施加电流密度对各金属离子电絮凝去除效率的影响，阐明混凝和电絮凝多金属协同沉淀去除的机制。结果表明，PAC混凝去除废水中Pb2+、Cd2+、Cu2+、Ni2+的最佳pH为7.0，最佳投加量600 mg/L，Pb2+、Cu2+去除效率远高于Cd2+、Ni2+；电絮凝反应金属离子去除的最佳pH为7.0，最佳电流密度为1.2~1.8 mA/cm2。混凝与电絮凝金属离子的去除效率与金属离子的半径、相对分子质量大小无关，而与金属离子的溶度积直接相关，金属离子的溶度积越低，混凝和电絮凝去除效率越高。电絮凝较混凝反应，具有更高的金属离子去除效率。研究结果对于采用混凝和电絮凝工艺处理多金属污染废水具有借鉴和指导意义。

摘要：
从高铝粉煤灰的矿相特性入手，研究转化剂的种类及用量、温度、时间、液固比等对高铝粉煤灰钙矿相转化行为的影响及其反应机理，并提出了高铝粉煤灰制备铝硅合金新工艺。结果表明，高铝粉煤灰中Al2O3和SiO2含量之和达到70%以上，Ca元素主要以CaSO4形式存在，还有一部分以2CaO?Al2O3?SiO2形式存在。粉煤灰中钙矿相转化为碳酸钙后对后续酸浸除杂过程中氧化铝损失影响不大，但能够大幅度提高除钙率。高铝粉煤灰钙矿相转化最佳条件为：转化剂Na2CO3添加量为2倍理论值、转化温度60 ℃、反应时间1.5 h、液固比4，在此条件下除钙率能够达到90%以上。

摘要：
钼铼生产废水具有高氨氮、含油和重金属的特点，采用“气浮—芬顿法—沉淀—脱氨—电絮凝”工艺处理钼铼生产废水，原水氨氮20~40 g/L，COD 500~1 000 mg/L，出水氨氮<10 mg/L，COD<100 mg/L，重金属<0.5 mg/L，达到GB 8978—1996一级排放标准。本工程具有处理效果好和运行稳定的优势，具有较好的社会与环境效益。