摘要：
对镍钴富集物采用电炉还原制备出的粗镍开展了电解净化工艺扩大试验。结果表明，阴极电流效率达98.5%，粗镍阳极溶解的电流效率达85%，获得的电镍产品物理状态良好，表面光滑，化学成分达到Ni 9999电镍国家标准。粗镍阳极电解的槽电压为1.8~2.2 V，电流密度为220 A/m2，电耗为吨镍1 850 kWh左右。经过中和除铁、硫化除铜、氯气除钴、离子交换除锌处理后的阳极液可直接返回到粗镍电解作为阴极液使用。

摘要：
焙烧氰化法提金尾渣经酸浸后产出大量酸性硫酸铁溶液，因其中含有较高的砷而限制了其高值化利用。采用铁粉预还原—硫化亚铁脱砷对溶液中的砷进行脱除研究。结果表明，溶液中砷的存在形式及分布与溶液体系电位密切相关，铁粉可以有效降低溶液电位，经铁粉预还原后硫酸铁溶液中的砷可用硫化亚铁有效脱除。当铁粉添加量为溶液中铁含量的0.6倍，溶液加入36.6 g/L的FeS，搅拌30 min，可使溶液中砷含量由0.253 g/L降低至4.79 mg/L。空气对脱砷过程有不利的影响。

摘要：
在铅的富氧熔池熔炼中，高铅渣适宜的熔化温度和黏度对熔炼过程的顺行与高产有着至关重要的作用。以PbO-FeO-CaO-SiO2-ZnO五元渣系为研究对象，采用灰熔点测定仪测定炉渣熔化温度，采用内圆柱体旋转式快速高温黏度仪测定炉渣黏度，分别探讨了Fe/SiO2质量比(0.9~1.3)、CaO/SiO2质量比(0.4~0.8)及ZnO含量（5%~11%）对炉渣熔化温度和黏度的影响规律。结果表明，随着Fe/SiO2比值增加，炉渣的熔化温度和黏度都呈降低趋势，适宜的Fe/SiO2为1~1.1；炉渣的熔化温度随CaO的增加有所提高，而黏度随着CaO含量的增加而降低，适宜的CaO/SiO2为0.6；炉渣的熔化温度和黏度都随ZnO的增加而升高，在富氧熔池熔炼的操作温度内应保持ZnO含量低于7%。

摘要：
研究CO和H2气体还原Fe2NiO4的热力学过程和分解特征，探讨气体组成和温度对Fe2NiO4分解行为和还原产物的影响。结果表明，CO和H2气体能够将Fe2NiO4还原为镍氧化物和铁氧化物，以及铁氧化物逐级还原，甚至直接还原成金属Ni和Fe；CO-H2混合气体还原Fe2NiO4过程失重率随混合气体中H2含量和温度发生明显变化，当温度<820 ℃时，CO的还原能力比H2强，失重率随着混合气体中H2含量的增加而逐渐减小；当温度>820 ℃时，H2的还原能力比CO强，失重率随混合气体中H2含量的增加而逐渐增大；若将Fe2NiO4完全还原为金属Ni和Fe，所需混合气体量至少为理论值的4倍。

摘要：
针对从高浓度硫酸钴料液中分离钴锰相关研究较少的问题，采用P204与TBP形成的混合萃取体系从工业高浓度硫酸钴溶液中萃取分离Ca2+、Co2+、Mn2+，考察了萃取平衡pH、TBP体积分数、萃取相比、有机相皂化度对Ca2+、Co2+、Mn2+萃取率的影响，并通过对有机相的洗涤来分离Ca2+、Co2+、Mn2+。结果表明，以25% P204+10% TBP为萃取剂，65%煤油为稀释剂，在水相平衡pH为3.7，皂化率为45%和相比O/A为1︰2的条件下，Ca2+、Co2+及Mn2+的萃取率分别为88.1%、69.8%和19.3%；再以30 g/L硫酸锰溶液为洗涤液，在水相平衡pH为3.5、相比O/A为20︰1、洗涤级数为4的洗涤条件下，负载有机相中Mn2+浓度为7.14 g/L，Ca2和Co2+浓度分别仅为0.05 g/L和0.14 g/L。该工艺有效实现了高浓度硫酸钴溶液中钴、锰、钙的分离。

摘要：
介绍了侧吹铜熔炼+顶吹铜吹炼、双向平行流电解、连续处理含砷污酸等多项国产原创技术及蒸汽和电力单轴联合拖动大功率电机、国产低温位热回收装置等新技术和装备在广西南国铜业有限责任公司一期项目中的应用及发展，并指出了新工艺及新装备对提升我国乃至世界铜冶炼技术水平有着重要意义。

摘要：
以印尼某红土镍矿湿法冶炼项目为例，通过对红土镍矿资源地区的自然条件、社会条件、外部交通条件、生态环境保护条件等影响因素结合项目工程特点进行分析，详细论述红土镍矿湿法冶炼项目在建厂选址时需要注意的若干要点，从而优化项目选址方案，并对此类项目投资决策与工程建设提供参考。

摘要：
采用X射线衍射（XRD）法分析了含有不同质量分数钾、钙氟化盐的冰晶石、氧化铝电解质体系的物相结构。得到了不同质量分数氟化钾和氟化钙影响电解质中物相形成的规律。铝电解质体系内物相的变化影响XRD法分析铝电解质分子比的结果。根据所得电解质样品的物相形成规律对XRD法分析分子比进行改进，对比分析改进前后电解质样品的分子比。结果表明，改进后XRD法适合分析含有高质量分数钾、钙氟化盐的铝电解质体系的分子比。

摘要：
以氧化铝生产流程中氢氧化铝的洗涤液为原料，研究了苛性碱浓度、反应温度及反应时间对溶液中钒酸盐析出情况的影响。结果表明，钒酸盐的析出率随苛性碱浓度的升高和反应时间的延长而增大，随反应温度的升高而减小。当铝酸钠溶液的苛性碱浓度为200 g/L、反应温度为30 ℃、反应时间为72 h时，溶液中的钒元素可减少60%以上。结晶析出的钒酸盐主要为钒酸钠和偏钒酸钠，其晶体结构为八面体。

摘要：
CO2+O2地浸采铀工艺是一种适合较高碳酸盐含量含矿层地层的技术方法，在该工艺生产过程中会产生不同类型的堵塞，从而降低矿层渗透性。对影响渗透性的矿物因素，碳酸盐矿物、黏土矿物、铁矿物等化学堵塞因素进行了系统分析，认为碳酸盐和黏土矿物以及CO2+O2地浸过程中的化学堵塞是影响含矿层渗透性的主要因素。

摘要：
为探究新疆某砂岩铀矿床矿石的浸出性能，获得不同硫酸浓度条件下矿石的最优浸出条件及参数，对砂岩型铀矿石进行室内不同硫酸浓度（0.2~10 g/L）摇瓶浸出对比试验，液固比为5︰1，浸出环境温度为17 ℃，浸出周期96 h，一组添加300 mg/L双氧水，另一组不加氧化剂。试验结果表明，未添加氧化剂时，硫酸浓度为8 g/L时浸出率最大，酸度增加到10 g/L，铀浓度反而下降了5.78 mg/L，浸矿在48 h便几乎达到了平衡；酸度低于0.4 g/L时，浸出5 h便出现峰值，继续浸出，浸出率下降。添加氧化剂时，浸出率与硫酸浓度呈正相关，且添加氧化剂后浸出速率加快，但浸出平衡点无明显变化，当酸度低于0.6 g/L时，浸出后期出现铀浓度下降，硫酸浓度为8 g/L时，浸出率可达97.17%，硫酸浓度增加到10 g/L，浸出率并无明显增加。酸法浸出可应用于此铀矿床，且最佳浸出剂硫酸浓度为8 g/L。

摘要：
从热力学理论出发，模拟计算了碱矿比、富氧浓度、残氧率、焙烧温度等因素对某含多金属复杂金精矿金、银、铜提取的影响，并通过独立反应的热力学平衡关系确定物质之间的含量关系，从而确定了复杂金精矿氢氧化钠焙烧的反应机制。结果表明，焙烧最优条件为：碱矿比10%、富氧浓度25%、残氧率5%、焙烧温度630 ℃。通过正交试验对热力学条件进行验证，在最优条件下焙烧3 h，焙砂进行硫酸浸出—氰化工序，在此条件下，金、银、铜的提取率分别为95.92%、84.24%、92.57%。

摘要：
目前国内外普遍采用HF-H2SO4混合酸体系分解法从矿中提取铌和钽，为提高铌、钽浸出率以及减少含氟渣的排放，针对我国铌钽矿的赋存特性，以富含锡石的铌钽铁锰矿为原料，通过XRD和SEM观察酸浸前、后的铌钽铁锰矿的矿相结构及形貌，并用EDS对微区元素含量进行分析，获得矿物在酸浸前后表面宏观结构的变化以及表面元素含量的变化。利用XPS分析酸浸前后铌钽矿物表面各元素化学价态及其化学键合状态的变化，以及各元素组分含量的变化，并结合ICP检测结果，研究不同酸浸条件下的铌钽矿表面结构变化以及结构变化导致的溶解机制。结果表明，锡石与硫酸不发生反应，留在尾渣中。矿物中的Nb比Ta更容易溶解。

摘要：
开展了硫酸体系中Cyanex272的萃镓性能研究，详细考察了萃取与反萃过程条件参数对镓萃取与反萃的影响，绘制了萃取与反萃等温线，并模拟了多级逆流试验。结果表明，含290 mg/L Ga3+，pH=2.0的硫酸镓溶液，采用有机相体积分数为15% Cyanex272+85%磺化煤油，控制O/A=1︰4，萃取温度25 ℃，萃取时间10 min，经4级逆流萃取，镓萃取率为99.50%；负载镓有机相，用100 g/L H2SO4溶液反萃，控制O/A=10︰1，反萃温度25 ℃，反萃时间10 min，经4级逆流反萃，镓反萃率为98.11%，镓富集于反萃液中，富集倍数近40倍。经中和沉淀、焙烧后，可得到氧化镓产品。

摘要：
优化激光选区熔化（SLM）功率、扫速、扫描间距参数调控策略，使Cu-5%Sn、Cu-15%Sn和Cu-24.6%Sn（质量分数）合金成形致密度分别达99.2%、99.7%和99.7%。发现该SLM成形凝固相转变行为与显微组织均有非平衡凝固特征，α相Cu-5%Sn合金中主要为α-Cu(Sn)固溶体相，α相Cu-15%Sn合金中为α-Cu(Sn)与δ-Cu41Sn11两相，β相Cu-24.6%Sn合金中β相不完全分解而析出γ与δ相。Sn含量由5%增至15%，抗拉强度由384 MPa增至695 MPa，但断裂总延伸率由22.7%降至12%，α相中未见明显择优取向，β相Cu-24.6%Sn合金中有织构与SLM堆积方向平行，拉伸性能呈现强各向异性。

摘要：
黏土矿物的吸附作用是铀矿酸法地浸体系铀的迁移影响因素之一。采用高岭土与pH 2.0、铀浓度55 mg/L的酸性含铀溶液在17 ℃恒温条件下开展了不同液固比的吸附试验。结果表明，经与高岭土作用97.5 h后，不同液固比条件下液相铀浓度依次降至0.06~48.76 mg/L，铀浓度与液固比正相关。铀浓度下降不仅因吸附作用，铀的水解沉淀是重要原因、甚至是主要原因。液固比越小，溶液pH上升幅度越大，铀水解沉淀越显著，pH=2.8~2.9是溶解铀开始发生明显沉淀的临界值。酸性条件下高岭土对铀的吸附量较小，且主要发生在初期短时间内，吸附反应进行0.5 h时不同液固比试验吸附量为44.8~57.04 μg/g，随后出现解吸的现象，解吸平衡后的铀吸附量总体与液固比正相关。解吸过程的发生与溶解铀水解沉淀导致液相铀含量降低、高岭土分子结构和表面电荷变化、以及水化学组分变化等多因素综合影响有关。

摘要：
随着锂离子电池在新能源汽车等多领域的广泛应用，废旧三元锂离子电池(LIBs)的数量不断增多，LIBs中有价金属的回收资源化成为了全球热点话题。综合阐述了近几年较为常用的LIBs回收方法，主要概括为火法冶金工艺，湿法回收工艺，火法-湿法联合浸出工艺。其中火法—湿法联合浸出工艺因其回收率高、过程简单、环境污染小、成本较低具有较大的工业发展前景。

摘要：
为了更高效地回收手机芯片，对手机线路板拆解过程进行优化试验。拆解线路板选择空气热对流和热传导两种加热方式。通过试验分析了升温速率、保温时间和预热阶段温度对拆解过程和拆解芯片的完整性的影响，确定3 ℃/s的升温速率、预热170 ℃保温90 s的拆解效果更好。不同封装方式的芯片在拆解时的温度条件也有细微差异。

摘要：
针对矿山废水中Zn(Ⅱ)含量高、电解锰渣资源化利用不高等问题，采用强碱、超声和热活化的复合改性方式制备改性电解锰渣（M-EMR）吸附剂，用于吸附溶液中的Zn(Ⅱ)。结果表明：改性后的M-EMR对Zn(Ⅱ)有较好的吸附效果，在溶液pH=6、M-EMR添加量1.8 g/L以及吸附时间20 min的条件下，Zn(Ⅱ)去除率达99.94%，溶液中残留Zn(Ⅱ)为0.040 9 mol/L。M-EMR对Zn(Ⅱ)的吸附动力学符合准二级动力学模型，等温吸附过程符合Langmuir单层吸附模型，最大吸附量为99.11 mg/g。热力学参数ΔH°=49.60 kJ/mol，且ΔG°＜0，表明吸附过程是自发进行的吸热过程。

摘要：
研究了皂化废水中含油量、COD浓度对皂化废水结晶盐的品质影响和Fenton氧化法降解COD工艺。结果表明，经活性炭除油后，含油量小于5 mg/L；在摩尔比n(H2O2)/n(Fe2+)=8、反应pH=3.0、双氧水浓度0.472 mmol/L、反应时间60 min的条件下，COD浓度小于217 mg/L。经上述工艺处理后的皂化水用氢氧化钠沉淀除铁，蒸发结晶可以得到白度为87.52、氯化钠纯度为95.7%、达到一级标准的工业级氯化钠盐。

摘要：
对镍钴富集物采用电炉还原制备出的粗镍开展了电解净化工艺扩大试验。结果表明，阴极电流效率达98.5%，粗镍阳极溶解的电流效率达85%，获得的电镍产品物理状态良好，表面光滑，化学成分达到Ni 9999电镍国家标准。粗镍阳极电解的槽电压为1.8~2.2 V，电流密度为220 A/m2，电耗为吨镍1 850 kWh左右。经过中和除铁、硫化除铜、氯气除钴、离子交换除锌处理后的阳极液可直接返回到粗镍电解作为阴极液使用。

摘要：
焙烧氰化法提金尾渣经酸浸后产出大量酸性硫酸铁溶液，因其中含有较高的砷而限制了其高值化利用。采用铁粉预还原—硫化亚铁脱砷对溶液中的砷进行脱除研究。结果表明，溶液中砷的存在形式及分布与溶液体系电位密切相关，铁粉可以有效降低溶液电位，经铁粉预还原后硫酸铁溶液中的砷可用硫化亚铁有效脱除。当铁粉添加量为溶液中铁含量的0.6倍，溶液加入36.6 g/L的FeS，搅拌30 min，可使溶液中砷含量由0.253 g/L降低至4.79 mg/L。空气对脱砷过程有不利的影响。

摘要：
在铅的富氧熔池熔炼中，高铅渣适宜的熔化温度和黏度对熔炼过程的顺行与高产有着至关重要的作用。以PbO-FeO-CaO-SiO2-ZnO五元渣系为研究对象，采用灰熔点测定仪测定炉渣熔化温度，采用内圆柱体旋转式快速高温黏度仪测定炉渣黏度，分别探讨了Fe/SiO2质量比(0.9~1.3)、CaO/SiO2质量比(0.4~0.8)及ZnO含量（5%~11%）对炉渣熔化温度和黏度的影响规律。结果表明，随着Fe/SiO2比值增加，炉渣的熔化温度和黏度都呈降低趋势，适宜的Fe/SiO2为1~1.1；炉渣的熔化温度随CaO的增加有所提高，而黏度随着CaO含量的增加而降低，适宜的CaO/SiO2为0.6；炉渣的熔化温度和黏度都随ZnO的增加而升高，在富氧熔池熔炼的操作温度内应保持ZnO含量低于7%。

摘要：
研究CO和H2气体还原Fe2NiO4的热力学过程和分解特征，探讨气体组成和温度对Fe2NiO4分解行为和还原产物的影响。结果表明，CO和H2气体能够将Fe2NiO4还原为镍氧化物和铁氧化物，以及铁氧化物逐级还原，甚至直接还原成金属Ni和Fe；CO-H2混合气体还原Fe2NiO4过程失重率随混合气体中H2含量和温度发生明显变化，当温度<820 ℃时，CO的还原能力比H2强，失重率随着混合气体中H2含量的增加而逐渐减小；当温度>820 ℃时，H2的还原能力比CO强，失重率随混合气体中H2含量的增加而逐渐增大；若将Fe2NiO4完全还原为金属Ni和Fe，所需混合气体量至少为理论值的4倍。

摘要：
针对从高浓度硫酸钴料液中分离钴锰相关研究较少的问题，采用P204与TBP形成的混合萃取体系从工业高浓度硫酸钴溶液中萃取分离Ca2+、Co2+、Mn2+，考察了萃取平衡pH、TBP体积分数、萃取相比、有机相皂化度对Ca2+、Co2+、Mn2+萃取率的影响，并通过对有机相的洗涤来分离Ca2+、Co2+、Mn2+。结果表明，以25% P204+10% TBP为萃取剂，65%煤油为稀释剂，在水相平衡pH为3.7，皂化率为45%和相比O/A为1︰2的条件下，Ca2+、Co2+及Mn2+的萃取率分别为88.1%、69.8%和19.3%；再以30 g/L硫酸锰溶液为洗涤液，在水相平衡pH为3.5、相比O/A为20︰1、洗涤级数为4的洗涤条件下，负载有机相中Mn2+浓度为7.14 g/L，Ca2和Co2+浓度分别仅为0.05 g/L和0.14 g/L。该工艺有效实现了高浓度硫酸钴溶液中钴、锰、钙的分离。

摘要：
介绍了侧吹铜熔炼+顶吹铜吹炼、双向平行流电解、连续处理含砷污酸等多项国产原创技术及蒸汽和电力单轴联合拖动大功率电机、国产低温位热回收装置等新技术和装备在广西南国铜业有限责任公司一期项目中的应用及发展，并指出了新工艺及新装备对提升我国乃至世界铜冶炼技术水平有着重要意义。

摘要：
以印尼某红土镍矿湿法冶炼项目为例，通过对红土镍矿资源地区的自然条件、社会条件、外部交通条件、生态环境保护条件等影响因素结合项目工程特点进行分析，详细论述红土镍矿湿法冶炼项目在建厂选址时需要注意的若干要点，从而优化项目选址方案，并对此类项目投资决策与工程建设提供参考。

摘要：
采用X射线衍射（XRD）法分析了含有不同质量分数钾、钙氟化盐的冰晶石、氧化铝电解质体系的物相结构。得到了不同质量分数氟化钾和氟化钙影响电解质中物相形成的规律。铝电解质体系内物相的变化影响XRD法分析铝电解质分子比的结果。根据所得电解质样品的物相形成规律对XRD法分析分子比进行改进，对比分析改进前后电解质样品的分子比。结果表明，改进后XRD法适合分析含有高质量分数钾、钙氟化盐的铝电解质体系的分子比。

摘要：
以氧化铝生产流程中氢氧化铝的洗涤液为原料，研究了苛性碱浓度、反应温度及反应时间对溶液中钒酸盐析出情况的影响。结果表明，钒酸盐的析出率随苛性碱浓度的升高和反应时间的延长而增大，随反应温度的升高而减小。当铝酸钠溶液的苛性碱浓度为200 g/L、反应温度为30 ℃、反应时间为72 h时，溶液中的钒元素可减少60%以上。结晶析出的钒酸盐主要为钒酸钠和偏钒酸钠，其晶体结构为八面体。

摘要：
CO2+O2地浸采铀工艺是一种适合较高碳酸盐含量含矿层地层的技术方法，在该工艺生产过程中会产生不同类型的堵塞，从而降低矿层渗透性。对影响渗透性的矿物因素，碳酸盐矿物、黏土矿物、铁矿物等化学堵塞因素进行了系统分析，认为碳酸盐和黏土矿物以及CO2+O2地浸过程中的化学堵塞是影响含矿层渗透性的主要因素。

摘要：
为探究新疆某砂岩铀矿床矿石的浸出性能，获得不同硫酸浓度条件下矿石的最优浸出条件及参数，对砂岩型铀矿石进行室内不同硫酸浓度（0.2~10 g/L）摇瓶浸出对比试验，液固比为5︰1，浸出环境温度为17 ℃，浸出周期96 h，一组添加300 mg/L双氧水，另一组不加氧化剂。试验结果表明，未添加氧化剂时，硫酸浓度为8 g/L时浸出率最大，酸度增加到10 g/L，铀浓度反而下降了5.78 mg/L，浸矿在48 h便几乎达到了平衡；酸度低于0.4 g/L时，浸出5 h便出现峰值，继续浸出，浸出率下降。添加氧化剂时，浸出率与硫酸浓度呈正相关，且添加氧化剂后浸出速率加快，但浸出平衡点无明显变化，当酸度低于0.6 g/L时，浸出后期出现铀浓度下降，硫酸浓度为8 g/L时，浸出率可达97.17%，硫酸浓度增加到10 g/L，浸出率并无明显增加。酸法浸出可应用于此铀矿床，且最佳浸出剂硫酸浓度为8 g/L。

摘要：
从热力学理论出发，模拟计算了碱矿比、富氧浓度、残氧率、焙烧温度等因素对某含多金属复杂金精矿金、银、铜提取的影响，并通过独立反应的热力学平衡关系确定物质之间的含量关系，从而确定了复杂金精矿氢氧化钠焙烧的反应机制。结果表明，焙烧最优条件为：碱矿比10%、富氧浓度25%、残氧率5%、焙烧温度630 ℃。通过正交试验对热力学条件进行验证，在最优条件下焙烧3 h，焙砂进行硫酸浸出—氰化工序，在此条件下，金、银、铜的提取率分别为95.92%、84.24%、92.57%。

摘要：
目前国内外普遍采用HF-H2SO4混合酸体系分解法从矿中提取铌和钽，为提高铌、钽浸出率以及减少含氟渣的排放，针对我国铌钽矿的赋存特性，以富含锡石的铌钽铁锰矿为原料，通过XRD和SEM观察酸浸前、后的铌钽铁锰矿的矿相结构及形貌，并用EDS对微区元素含量进行分析，获得矿物在酸浸前后表面宏观结构的变化以及表面元素含量的变化。利用XPS分析酸浸前后铌钽矿物表面各元素化学价态及其化学键合状态的变化，以及各元素组分含量的变化，并结合ICP检测结果，研究不同酸浸条件下的铌钽矿表面结构变化以及结构变化导致的溶解机制。结果表明，锡石与硫酸不发生反应，留在尾渣中。矿物中的Nb比Ta更容易溶解。

摘要：
开展了硫酸体系中Cyanex272的萃镓性能研究，详细考察了萃取与反萃过程条件参数对镓萃取与反萃的影响，绘制了萃取与反萃等温线，并模拟了多级逆流试验。结果表明，含290 mg/L Ga3+，pH=2.0的硫酸镓溶液，采用有机相体积分数为15% Cyanex272+85%磺化煤油，控制O/A=1︰4，萃取温度25 ℃，萃取时间10 min，经4级逆流萃取，镓萃取率为99.50%；负载镓有机相，用100 g/L H2SO4溶液反萃，控制O/A=10︰1，反萃温度25 ℃，反萃时间10 min，经4级逆流反萃，镓反萃率为98.11%，镓富集于反萃液中，富集倍数近40倍。经中和沉淀、焙烧后，可得到氧化镓产品。

摘要：
优化激光选区熔化（SLM）功率、扫速、扫描间距参数调控策略，使Cu-5%Sn、Cu-15%Sn和Cu-24.6%Sn（质量分数）合金成形致密度分别达99.2%、99.7%和99.7%。发现该SLM成形凝固相转变行为与显微组织均有非平衡凝固特征，α相Cu-5%Sn合金中主要为α-Cu(Sn)固溶体相，α相Cu-15%Sn合金中为α-Cu(Sn)与δ-Cu41Sn11两相，β相Cu-24.6%Sn合金中β相不完全分解而析出γ与δ相。Sn含量由5%增至15%，抗拉强度由384 MPa增至695 MPa，但断裂总延伸率由22.7%降至12%，α相中未见明显择优取向，β相Cu-24.6%Sn合金中有织构与SLM堆积方向平行，拉伸性能呈现强各向异性。

摘要：
黏土矿物的吸附作用是铀矿酸法地浸体系铀的迁移影响因素之一。采用高岭土与pH 2.0、铀浓度55 mg/L的酸性含铀溶液在17 ℃恒温条件下开展了不同液固比的吸附试验。结果表明，经与高岭土作用97.5 h后，不同液固比条件下液相铀浓度依次降至0.06~48.76 mg/L，铀浓度与液固比正相关。铀浓度下降不仅因吸附作用，铀的水解沉淀是重要原因、甚至是主要原因。液固比越小，溶液pH上升幅度越大，铀水解沉淀越显著，pH=2.8~2.9是溶解铀开始发生明显沉淀的临界值。酸性条件下高岭土对铀的吸附量较小，且主要发生在初期短时间内，吸附反应进行0.5 h时不同液固比试验吸附量为44.8~57.04 μg/g，随后出现解吸的现象，解吸平衡后的铀吸附量总体与液固比正相关。解吸过程的发生与溶解铀水解沉淀导致液相铀含量降低、高岭土分子结构和表面电荷变化、以及水化学组分变化等多因素综合影响有关。

摘要：
随着锂离子电池在新能源汽车等多领域的广泛应用，废旧三元锂离子电池(LIBs)的数量不断增多，LIBs中有价金属的回收资源化成为了全球热点话题。综合阐述了近几年较为常用的LIBs回收方法，主要概括为火法冶金工艺，湿法回收工艺，火法-湿法联合浸出工艺。其中火法—湿法联合浸出工艺因其回收率高、过程简单、环境污染小、成本较低具有较大的工业发展前景。

摘要：
为了更高效地回收手机芯片，对手机线路板拆解过程进行优化试验。拆解线路板选择空气热对流和热传导两种加热方式。通过试验分析了升温速率、保温时间和预热阶段温度对拆解过程和拆解芯片的完整性的影响，确定3 ℃/s的升温速率、预热170 ℃保温90 s的拆解效果更好。不同封装方式的芯片在拆解时的温度条件也有细微差异。

摘要：
针对矿山废水中Zn(Ⅱ)含量高、电解锰渣资源化利用不高等问题，采用强碱、超声和热活化的复合改性方式制备改性电解锰渣（M-EMR）吸附剂，用于吸附溶液中的Zn(Ⅱ)。结果表明：改性后的M-EMR对Zn(Ⅱ)有较好的吸附效果，在溶液pH=6、M-EMR添加量1.8 g/L以及吸附时间20 min的条件下，Zn(Ⅱ)去除率达99.94%，溶液中残留Zn(Ⅱ)为0.040 9 mol/L。M-EMR对Zn(Ⅱ)的吸附动力学符合准二级动力学模型，等温吸附过程符合Langmuir单层吸附模型，最大吸附量为99.11 mg/g。热力学参数ΔH°=49.60 kJ/mol，且ΔG°＜0，表明吸附过程是自发进行的吸热过程。

摘要：
研究了皂化废水中含油量、COD浓度对皂化废水结晶盐的品质影响和Fenton氧化法降解COD工艺。结果表明，经活性炭除油后，含油量小于5 mg/L；在摩尔比n(H2O2)/n(Fe2+)=8、反应pH=3.0、双氧水浓度0.472 mmol/L、反应时间60 min的条件下，COD浓度小于217 mg/L。经上述工艺处理后的皂化水用氢氧化钠沉淀除铁，蒸发结晶可以得到白度为87.52、氯化钠纯度为95.7%、达到一级标准的工业级氯化钠盐。

摘要：
对镍钴富集物采用电炉还原制备出的粗镍开展了电解净化工艺扩大试验。结果表明，阴极电流效率达98.5%，粗镍阳极溶解的电流效率达85%，获得的电镍产品物理状态良好，表面光滑，化学成分达到Ni 9999电镍国家标准。粗镍阳极电解的槽电压为1.8~2.2 V，电流密度为220 A/m2，电耗为吨镍1 850 kWh左右。经过中和除铁、硫化除铜、氯气除钴、离子交换除锌处理后的阳极液可直接返回到粗镍电解作为阴极液使用。

摘要：
焙烧氰化法提金尾渣经酸浸后产出大量酸性硫酸铁溶液，因其中含有较高的砷而限制了其高值化利用。采用铁粉预还原—硫化亚铁脱砷对溶液中的砷进行脱除研究。结果表明，溶液中砷的存在形式及分布与溶液体系电位密切相关，铁粉可以有效降低溶液电位，经铁粉预还原后硫酸铁溶液中的砷可用硫化亚铁有效脱除。当铁粉添加量为溶液中铁含量的0.6倍，溶液加入36.6 g/L的FeS，搅拌30 min，可使溶液中砷含量由0.253 g/L降低至4.79 mg/L。空气对脱砷过程有不利的影响。

摘要：
在铅的富氧熔池熔炼中，高铅渣适宜的熔化温度和黏度对熔炼过程的顺行与高产有着至关重要的作用。以PbO-FeO-CaO-SiO2-ZnO五元渣系为研究对象，采用灰熔点测定仪测定炉渣熔化温度，采用内圆柱体旋转式快速高温黏度仪测定炉渣黏度，分别探讨了Fe/SiO2质量比(0.9~1.3)、CaO/SiO2质量比(0.4~0.8)及ZnO含量（5%~11%）对炉渣熔化温度和黏度的影响规律。结果表明，随着Fe/SiO2比值增加，炉渣的熔化温度和黏度都呈降低趋势，适宜的Fe/SiO2为1~1.1；炉渣的熔化温度随CaO的增加有所提高，而黏度随着CaO含量的增加而降低，适宜的CaO/SiO2为0.6；炉渣的熔化温度和黏度都随ZnO的增加而升高，在富氧熔池熔炼的操作温度内应保持ZnO含量低于7%。

摘要：
研究CO和H2气体还原Fe2NiO4的热力学过程和分解特征，探讨气体组成和温度对Fe2NiO4分解行为和还原产物的影响。结果表明，CO和H2气体能够将Fe2NiO4还原为镍氧化物和铁氧化物，以及铁氧化物逐级还原，甚至直接还原成金属Ni和Fe；CO-H2混合气体还原Fe2NiO4过程失重率随混合气体中H2含量和温度发生明显变化，当温度<820 ℃时，CO的还原能力比H2强，失重率随着混合气体中H2含量的增加而逐渐减小；当温度>820 ℃时，H2的还原能力比CO强，失重率随混合气体中H2含量的增加而逐渐增大；若将Fe2NiO4完全还原为金属Ni和Fe，所需混合气体量至少为理论值的4倍。

摘要：
针对从高浓度硫酸钴料液中分离钴锰相关研究较少的问题，采用P204与TBP形成的混合萃取体系从工业高浓度硫酸钴溶液中萃取分离Ca2+、Co2+、Mn2+，考察了萃取平衡pH、TBP体积分数、萃取相比、有机相皂化度对Ca2+、Co2+、Mn2+萃取率的影响，并通过对有机相的洗涤来分离Ca2+、Co2+、Mn2+。结果表明，以25% P204+10% TBP为萃取剂，65%煤油为稀释剂，在水相平衡pH为3.7，皂化率为45%和相比O/A为1︰2的条件下，Ca2+、Co2+及Mn2+的萃取率分别为88.1%、69.8%和19.3%；再以30 g/L硫酸锰溶液为洗涤液，在水相平衡pH为3.5、相比O/A为20︰1、洗涤级数为4的洗涤条件下，负载有机相中Mn2+浓度为7.14 g/L，Ca2和Co2+浓度分别仅为0.05 g/L和0.14 g/L。该工艺有效实现了高浓度硫酸钴溶液中钴、锰、钙的分离。

摘要：
介绍了侧吹铜熔炼+顶吹铜吹炼、双向平行流电解、连续处理含砷污酸等多项国产原创技术及蒸汽和电力单轴联合拖动大功率电机、国产低温位热回收装置等新技术和装备在广西南国铜业有限责任公司一期项目中的应用及发展，并指出了新工艺及新装备对提升我国乃至世界铜冶炼技术水平有着重要意义。

摘要：
以印尼某红土镍矿湿法冶炼项目为例，通过对红土镍矿资源地区的自然条件、社会条件、外部交通条件、生态环境保护条件等影响因素结合项目工程特点进行分析，详细论述红土镍矿湿法冶炼项目在建厂选址时需要注意的若干要点，从而优化项目选址方案，并对此类项目投资决策与工程建设提供参考。

摘要：
采用X射线衍射（XRD）法分析了含有不同质量分数钾、钙氟化盐的冰晶石、氧化铝电解质体系的物相结构。得到了不同质量分数氟化钾和氟化钙影响电解质中物相形成的规律。铝电解质体系内物相的变化影响XRD法分析铝电解质分子比的结果。根据所得电解质样品的物相形成规律对XRD法分析分子比进行改进，对比分析改进前后电解质样品的分子比。结果表明，改进后XRD法适合分析含有高质量分数钾、钙氟化盐的铝电解质体系的分子比。

摘要：
以氧化铝生产流程中氢氧化铝的洗涤液为原料，研究了苛性碱浓度、反应温度及反应时间对溶液中钒酸盐析出情况的影响。结果表明，钒酸盐的析出率随苛性碱浓度的升高和反应时间的延长而增大，随反应温度的升高而减小。当铝酸钠溶液的苛性碱浓度为200 g/L、反应温度为30 ℃、反应时间为72 h时，溶液中的钒元素可减少60%以上。结晶析出的钒酸盐主要为钒酸钠和偏钒酸钠，其晶体结构为八面体。

摘要：
CO2+O2地浸采铀工艺是一种适合较高碳酸盐含量含矿层地层的技术方法，在该工艺生产过程中会产生不同类型的堵塞，从而降低矿层渗透性。对影响渗透性的矿物因素，碳酸盐矿物、黏土矿物、铁矿物等化学堵塞因素进行了系统分析，认为碳酸盐和黏土矿物以及CO2+O2地浸过程中的化学堵塞是影响含矿层渗透性的主要因素。

摘要：
为探究新疆某砂岩铀矿床矿石的浸出性能，获得不同硫酸浓度条件下矿石的最优浸出条件及参数，对砂岩型铀矿石进行室内不同硫酸浓度（0.2~10 g/L）摇瓶浸出对比试验，液固比为5︰1，浸出环境温度为17 ℃，浸出周期96 h，一组添加300 mg/L双氧水，另一组不加氧化剂。试验结果表明，未添加氧化剂时，硫酸浓度为8 g/L时浸出率最大，酸度增加到10 g/L，铀浓度反而下降了5.78 mg/L，浸矿在48 h便几乎达到了平衡；酸度低于0.4 g/L时，浸出5 h便出现峰值，继续浸出，浸出率下降。添加氧化剂时，浸出率与硫酸浓度呈正相关，且添加氧化剂后浸出速率加快，但浸出平衡点无明显变化，当酸度低于0.6 g/L时，浸出后期出现铀浓度下降，硫酸浓度为8 g/L时，浸出率可达97.17%，硫酸浓度增加到10 g/L，浸出率并无明显增加。酸法浸出可应用于此铀矿床，且最佳浸出剂硫酸浓度为8 g/L。

摘要：
从热力学理论出发，模拟计算了碱矿比、富氧浓度、残氧率、焙烧温度等因素对某含多金属复杂金精矿金、银、铜提取的影响，并通过独立反应的热力学平衡关系确定物质之间的含量关系，从而确定了复杂金精矿氢氧化钠焙烧的反应机制。结果表明，焙烧最优条件为：碱矿比10%、富氧浓度25%、残氧率5%、焙烧温度630 ℃。通过正交试验对热力学条件进行验证，在最优条件下焙烧3 h，焙砂进行硫酸浸出—氰化工序，在此条件下，金、银、铜的提取率分别为95.92%、84.24%、92.57%。

摘要：
目前国内外普遍采用HF-H2SO4混合酸体系分解法从矿中提取铌和钽，为提高铌、钽浸出率以及减少含氟渣的排放，针对我国铌钽矿的赋存特性，以富含锡石的铌钽铁锰矿为原料，通过XRD和SEM观察酸浸前、后的铌钽铁锰矿的矿相结构及形貌，并用EDS对微区元素含量进行分析，获得矿物在酸浸前后表面宏观结构的变化以及表面元素含量的变化。利用XPS分析酸浸前后铌钽矿物表面各元素化学价态及其化学键合状态的变化，以及各元素组分含量的变化，并结合ICP检测结果，研究不同酸浸条件下的铌钽矿表面结构变化以及结构变化导致的溶解机制。结果表明，锡石与硫酸不发生反应，留在尾渣中。矿物中的Nb比Ta更容易溶解。

摘要：
开展了硫酸体系中Cyanex272的萃镓性能研究，详细考察了萃取与反萃过程条件参数对镓萃取与反萃的影响，绘制了萃取与反萃等温线，并模拟了多级逆流试验。结果表明，含290 mg/L Ga3+，pH=2.0的硫酸镓溶液，采用有机相体积分数为15% Cyanex272+85%磺化煤油，控制O/A=1︰4，萃取温度25 ℃，萃取时间10 min，经4级逆流萃取，镓萃取率为99.50%；负载镓有机相，用100 g/L H2SO4溶液反萃，控制O/A=10︰1，反萃温度25 ℃，反萃时间10 min，经4级逆流反萃，镓反萃率为98.11%，镓富集于反萃液中，富集倍数近40倍。经中和沉淀、焙烧后，可得到氧化镓产品。

摘要：
优化激光选区熔化（SLM）功率、扫速、扫描间距参数调控策略，使Cu-5%Sn、Cu-15%Sn和Cu-24.6%Sn（质量分数）合金成形致密度分别达99.2%、99.7%和99.7%。发现该SLM成形凝固相转变行为与显微组织均有非平衡凝固特征，α相Cu-5%Sn合金中主要为α-Cu(Sn)固溶体相，α相Cu-15%Sn合金中为α-Cu(Sn)与δ-Cu41Sn11两相，β相Cu-24.6%Sn合金中β相不完全分解而析出γ与δ相。Sn含量由5%增至15%，抗拉强度由384 MPa增至695 MPa，但断裂总延伸率由22.7%降至12%，α相中未见明显择优取向，β相Cu-24.6%Sn合金中有织构与SLM堆积方向平行，拉伸性能呈现强各向异性。

摘要：
黏土矿物的吸附作用是铀矿酸法地浸体系铀的迁移影响因素之一。采用高岭土与pH 2.0、铀浓度55 mg/L的酸性含铀溶液在17 ℃恒温条件下开展了不同液固比的吸附试验。结果表明，经与高岭土作用97.5 h后，不同液固比条件下液相铀浓度依次降至0.06~48.76 mg/L，铀浓度与液固比正相关。铀浓度下降不仅因吸附作用，铀的水解沉淀是重要原因、甚至是主要原因。液固比越小，溶液pH上升幅度越大，铀水解沉淀越显著，pH=2.8~2.9是溶解铀开始发生明显沉淀的临界值。酸性条件下高岭土对铀的吸附量较小，且主要发生在初期短时间内，吸附反应进行0.5 h时不同液固比试验吸附量为44.8~57.04 μg/g，随后出现解吸的现象，解吸平衡后的铀吸附量总体与液固比正相关。解吸过程的发生与溶解铀水解沉淀导致液相铀含量降低、高岭土分子结构和表面电荷变化、以及水化学组分变化等多因素综合影响有关。

摘要：
随着锂离子电池在新能源汽车等多领域的广泛应用，废旧三元锂离子电池(LIBs)的数量不断增多，LIBs中有价金属的回收资源化成为了全球热点话题。综合阐述了近几年较为常用的LIBs回收方法，主要概括为火法冶金工艺，湿法回收工艺，火法-湿法联合浸出工艺。其中火法—湿法联合浸出工艺因其回收率高、过程简单、环境污染小、成本较低具有较大的工业发展前景。

摘要：
为了更高效地回收手机芯片，对手机线路板拆解过程进行优化试验。拆解线路板选择空气热对流和热传导两种加热方式。通过试验分析了升温速率、保温时间和预热阶段温度对拆解过程和拆解芯片的完整性的影响，确定3 ℃/s的升温速率、预热170 ℃保温90 s的拆解效果更好。不同封装方式的芯片在拆解时的温度条件也有细微差异。

摘要：
针对矿山废水中Zn(Ⅱ)含量高、电解锰渣资源化利用不高等问题，采用强碱、超声和热活化的复合改性方式制备改性电解锰渣（M-EMR）吸附剂，用于吸附溶液中的Zn(Ⅱ)。结果表明：改性后的M-EMR对Zn(Ⅱ)有较好的吸附效果，在溶液pH=6、M-EMR添加量1.8 g/L以及吸附时间20 min的条件下，Zn(Ⅱ)去除率达99.94%，溶液中残留Zn(Ⅱ)为0.040 9 mol/L。M-EMR对Zn(Ⅱ)的吸附动力学符合准二级动力学模型，等温吸附过程符合Langmuir单层吸附模型，最大吸附量为99.11 mg/g。热力学参数ΔH°=49.60 kJ/mol，且ΔG°＜0，表明吸附过程是自发进行的吸热过程。

摘要：
研究了皂化废水中含油量、COD浓度对皂化废水结晶盐的品质影响和Fenton氧化法降解COD工艺。结果表明，经活性炭除油后，含油量小于5 mg/L；在摩尔比n(H2O2)/n(Fe2+)=8、反应pH=3.0、双氧水浓度0.472 mmol/L、反应时间60 min的条件下，COD浓度小于217 mg/L。经上述工艺处理后的皂化水用氢氧化钠沉淀除铁，蒸发结晶可以得到白度为87.52、氯化钠纯度为95.7%、达到一级标准的工业级氯化钠盐。