摘要：
提出低酸—高酸两段逆流浸出含铅锌渣新工艺，低酸浸出考察液固比、时间和温度对锌浸出率的影响，高酸浸出考察初始硫酸浓度、时间和温度对锌浸出率及铅品位的影响。结果表明，在低酸浸出，液固比6∶1、时间5 h、温度60 ℃；高酸浸出，初始硫酸浓度170 g/L、时间6 h、温度95 ℃的最优条件下，锌浸出率99.29%，铅入渣率98.58%，高浸渣中铅品位62.25%。

摘要：
常规搅拌浸出工艺投资大、能耗高、成本高。为此，采用矿石分级处理、工业余热利用、高效浓密进行澄清与洗涤，分别取代了矿石细磨、矿浆加热以及浸渣压滤工艺。试验结果表明，分级处理技术使得泥质矿浆-0.074 mm达到81.33%，工业余热利用使得矿浆在50 min内反应温度提高到60 ℃，高效浓密技术实现了矿浆的浓缩、澄清、洗涤三大功能。三项综合节能技术的应用，使浸出系统的总装机容量下降了33%，投资额下降了68.5%，成本下降了35.3%。通过对搅拌工艺的优化研究，拓展了搅拌浸出的应用范围。

摘要：
采用硫化物作助剂还原浸出硫酸烧渣中的三价铁。采用L9(43)四因素三水平正交试验，考察助剂用量、硫酸用量、温度、时间对浸出效果的影响，并确定最佳配比。结果表明：影响的显著顺序为助剂用量>时间>硫酸用量>温度。在下述最佳条件下铁浸取率可以达到87.8%：起始液固比2∶1、搅拌转速1 300 r/min、助剂用量17.2 g、硫酸23 mL、85 ℃反应3 h。

摘要：
在沸腾炉中，利用弱氧焙烧使As和S从硫化锌精矿中脱除，再经过二次燃烧室使As和S得到充分燃烧后全部进入烟气，烟气经余热锅炉和电收尘脱除大部分烟尘，通过收砷设备冷凝沉降后得到As2O3粗烟尘。最佳条件表明，As2O3回收率在98%以上，粗烟尘经砷提纯装置使As2O3含量达到98%以上。提纯过程中的砷渣返回原料工序循环使用，烟气经脱砷处理后用于制酸，整个生产过程为全封闭自动化流水线作业。

摘要：
沉淀钼酸铵后的溶液含铁、硅较高，为了综合回收利用钼，采用N235萃取分离钼。对影响萃取分离钼的因素进行考察。结果表明，采用20%N235+10%仲辛醇+70%的煤油体系在下述最佳工艺条件下可以有效实现钼、硅、铁的分离，钼萃取率达到95.0%以上：萃取平衡时间3~5 min、酸浓度5~20 g/L、级数4~5级、相比O/A=1/2~1/4。

摘要：
用氟化锰脱除氯化锰溶液中的镁，考查溶液中的Mn浓度、Mg浓度、MnF2用量系数、PAM絮凝剂类型及用量、沉淀絮凝温度和沉淀时间等对沉降速率、渣过滤性能和除镁率等的影响。结果表明：只有当镁浓度≤3 g/L时，才可顺利地去除镁，适宜条件为：MnF2用量系数1.1，非离子型PAM絮凝剂用量每克镁0.01~0.02 g，沉淀絮凝温度80 ℃，沉淀时间60 min。

摘要：
从醋酸废液中回收碘，在确定氧化剂用量的基础上对碘萃取过程中影响吹出效果的各因素进行试验，获得各项指标的最佳值，并从理论上分析了各因素对萃取碘的影响。为下步碘的还原吸收过程及获取碘产品奠定基础。

摘要：
在前人电场及流场的研究基础上，考虑电热场及电解质流动对温度场分布的影响，利用差分法建立柱坐标下的能量传输方程的上风差分离散格式，采用FORTRAN97编程，对3 kA钕电解槽的温度场进行了数值模拟。结果表明，电极之间的发热强度最大，但并不是电解槽的最高温区，高温区在接收器内部（1 100 ℃），模拟结果与实测结果比较吻合。

摘要：
研究一种从不能用物理选矿法有效富集稀土的复杂稀有金属矿中回收稀土的工艺。原矿在酸矿质量比为1.2时于400 ℃酸化90 min，然后在液固比5∶1、90 ℃浸出120 min，稀土浸出率达到85.64%。浸出液经氧化、中和除杂后，按稀土理论用量的1.2倍添加草酸。得到的草酸稀土沉淀在950 ℃煅烧60 min，可获得REO含量92.4%的氧化稀土产品，全流程稀土总回收率为71.32%。

摘要：
真空炉锗渣经加钙盐氯化蒸馏提锗后，金属铟及铁、锡、锑等一同进入蒸馏残液中，以此残液为原料，N503为萃取剂，考察了不同萃取条件下残液中各金属离子的走向。结果表明，该工艺适合相对低酸度条件，而且铟萃取率高，并可回收三氯化铁、锡和锑，萃取剂可再生循环使用。

摘要：
广西贵港金精矿含15%~22%As，并含碳、铅等不利于氰化的元素，金直接氰化率8%~36%。采用催化氧化酸浸法预处理后，金氰化率可达92%~98%，氰渣浮选后精矿的金总收率达97%~99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行，废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定，经济可行。

摘要：
研究了以含锌废催化剂为原料，通过碱浸、净化、沉淀制备ZnS的新工艺。重点考察浸出温度、NaOH浓度、液固比（浸出剂质量/原料质量）和浸出时间等工艺参数对Zn浸出率的影响，最佳工艺条件是：NaOH浓度5 mol/L、液固比25:1、温度80 ℃、浸出时间2 h，在该条件下锌浸出率可达90%；浸出液经过锌粉1次净化后采用水热法可以获得纯度较高、结晶性好的ZnS，沉锌后滤液可以作为浸出剂循环利用。

摘要：
研究了阳离子表面活性剂DTAB与不同助表面活性剂、油相形成的微乳液体系的溶水能力，并考察了温度、pH对微乳液体系稳定性的影响。分别绘制了不同体系的拟三元相图。研究结果表明：当DTAB与正丁醇质量比为13∶7，（DTAB+正丁醇）与环己烷质量比为3∶1时，DTAB/正丁醇/环己烷/水微乳液体系具有较大的稳定区域，其最大溶水量在50%左右。该微乳液体系在温度低于80℃时，稳定区域受温度影响较小；pH对该体系稳定性影响不大。

摘要：
提出低酸—高酸两段逆流浸出含铅锌渣新工艺，低酸浸出考察液固比、时间和温度对锌浸出率的影响，高酸浸出考察初始硫酸浓度、时间和温度对锌浸出率及铅品位的影响。结果表明，在低酸浸出，液固比6∶1、时间5 h、温度60 ℃；高酸浸出，初始硫酸浓度170 g/L、时间6 h、温度95 ℃的最优条件下，锌浸出率99.29%，铅入渣率98.58%，高浸渣中铅品位62.25%。

摘要：
常规搅拌浸出工艺投资大、能耗高、成本高。为此，采用矿石分级处理、工业余热利用、高效浓密进行澄清与洗涤，分别取代了矿石细磨、矿浆加热以及浸渣压滤工艺。试验结果表明，分级处理技术使得泥质矿浆-0.074 mm达到81.33%，工业余热利用使得矿浆在50 min内反应温度提高到60 ℃，高效浓密技术实现了矿浆的浓缩、澄清、洗涤三大功能。三项综合节能技术的应用，使浸出系统的总装机容量下降了33%，投资额下降了68.5%，成本下降了35.3%。通过对搅拌工艺的优化研究，拓展了搅拌浸出的应用范围。

摘要：
采用硫化物作助剂还原浸出硫酸烧渣中的三价铁。采用L9(43)四因素三水平正交试验，考察助剂用量、硫酸用量、温度、时间对浸出效果的影响，并确定最佳配比。结果表明：影响的显著顺序为助剂用量>时间>硫酸用量>温度。在下述最佳条件下铁浸取率可以达到87.8%：起始液固比2∶1、搅拌转速1 300 r/min、助剂用量17.2 g、硫酸23 mL、85 ℃反应3 h。

摘要：
在沸腾炉中，利用弱氧焙烧使As和S从硫化锌精矿中脱除，再经过二次燃烧室使As和S得到充分燃烧后全部进入烟气，烟气经余热锅炉和电收尘脱除大部分烟尘，通过收砷设备冷凝沉降后得到As2O3粗烟尘。最佳条件表明，As2O3回收率在98%以上，粗烟尘经砷提纯装置使As2O3含量达到98%以上。提纯过程中的砷渣返回原料工序循环使用，烟气经脱砷处理后用于制酸，整个生产过程为全封闭自动化流水线作业。

摘要：
沉淀钼酸铵后的溶液含铁、硅较高，为了综合回收利用钼，采用N235萃取分离钼。对影响萃取分离钼的因素进行考察。结果表明，采用20%N235+10%仲辛醇+70%的煤油体系在下述最佳工艺条件下可以有效实现钼、硅、铁的分离，钼萃取率达到95.0%以上：萃取平衡时间3~5 min、酸浓度5~20 g/L、级数4~5级、相比O/A=1/2~1/4。

摘要：
用氟化锰脱除氯化锰溶液中的镁，考查溶液中的Mn浓度、Mg浓度、MnF2用量系数、PAM絮凝剂类型及用量、沉淀絮凝温度和沉淀时间等对沉降速率、渣过滤性能和除镁率等的影响。结果表明：只有当镁浓度≤3 g/L时，才可顺利地去除镁，适宜条件为：MnF2用量系数1.1，非离子型PAM絮凝剂用量每克镁0.01~0.02 g，沉淀絮凝温度80 ℃，沉淀时间60 min。

摘要：
从醋酸废液中回收碘，在确定氧化剂用量的基础上对碘萃取过程中影响吹出效果的各因素进行试验，获得各项指标的最佳值，并从理论上分析了各因素对萃取碘的影响。为下步碘的还原吸收过程及获取碘产品奠定基础。

摘要：
在前人电场及流场的研究基础上，考虑电热场及电解质流动对温度场分布的影响，利用差分法建立柱坐标下的能量传输方程的上风差分离散格式，采用FORTRAN97编程，对3 kA钕电解槽的温度场进行了数值模拟。结果表明，电极之间的发热强度最大，但并不是电解槽的最高温区，高温区在接收器内部（1 100 ℃），模拟结果与实测结果比较吻合。

摘要：
研究一种从不能用物理选矿法有效富集稀土的复杂稀有金属矿中回收稀土的工艺。原矿在酸矿质量比为1.2时于400 ℃酸化90 min，然后在液固比5∶1、90 ℃浸出120 min，稀土浸出率达到85.64%。浸出液经氧化、中和除杂后，按稀土理论用量的1.2倍添加草酸。得到的草酸稀土沉淀在950 ℃煅烧60 min，可获得REO含量92.4%的氧化稀土产品，全流程稀土总回收率为71.32%。

摘要：
真空炉锗渣经加钙盐氯化蒸馏提锗后，金属铟及铁、锡、锑等一同进入蒸馏残液中，以此残液为原料，N503为萃取剂，考察了不同萃取条件下残液中各金属离子的走向。结果表明，该工艺适合相对低酸度条件，而且铟萃取率高，并可回收三氯化铁、锡和锑，萃取剂可再生循环使用。

摘要：
广西贵港金精矿含15%~22%As，并含碳、铅等不利于氰化的元素，金直接氰化率8%~36%。采用催化氧化酸浸法预处理后，金氰化率可达92%~98%，氰渣浮选后精矿的金总收率达97%~99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行，废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定，经济可行。

摘要：
研究了以含锌废催化剂为原料，通过碱浸、净化、沉淀制备ZnS的新工艺。重点考察浸出温度、NaOH浓度、液固比（浸出剂质量/原料质量）和浸出时间等工艺参数对Zn浸出率的影响，最佳工艺条件是：NaOH浓度5 mol/L、液固比25:1、温度80 ℃、浸出时间2 h，在该条件下锌浸出率可达90%；浸出液经过锌粉1次净化后采用水热法可以获得纯度较高、结晶性好的ZnS，沉锌后滤液可以作为浸出剂循环利用。

摘要：
研究了阳离子表面活性剂DTAB与不同助表面活性剂、油相形成的微乳液体系的溶水能力，并考察了温度、pH对微乳液体系稳定性的影响。分别绘制了不同体系的拟三元相图。研究结果表明：当DTAB与正丁醇质量比为13∶7，（DTAB+正丁醇）与环己烷质量比为3∶1时，DTAB/正丁醇/环己烷/水微乳液体系具有较大的稳定区域，其最大溶水量在50%左右。该微乳液体系在温度低于80℃时，稳定区域受温度影响较小；pH对该体系稳定性影响不大。

摘要：
提出低酸—高酸两段逆流浸出含铅锌渣新工艺，低酸浸出考察液固比、时间和温度对锌浸出率的影响，高酸浸出考察初始硫酸浓度、时间和温度对锌浸出率及铅品位的影响。结果表明，在低酸浸出，液固比6∶1、时间5 h、温度60 ℃；高酸浸出，初始硫酸浓度170 g/L、时间6 h、温度95 ℃的最优条件下，锌浸出率99.29%，铅入渣率98.58%，高浸渣中铅品位62.25%。

摘要：
常规搅拌浸出工艺投资大、能耗高、成本高。为此，采用矿石分级处理、工业余热利用、高效浓密进行澄清与洗涤，分别取代了矿石细磨、矿浆加热以及浸渣压滤工艺。试验结果表明，分级处理技术使得泥质矿浆-0.074 mm达到81.33%，工业余热利用使得矿浆在50 min内反应温度提高到60 ℃，高效浓密技术实现了矿浆的浓缩、澄清、洗涤三大功能。三项综合节能技术的应用，使浸出系统的总装机容量下降了33%，投资额下降了68.5%，成本下降了35.3%。通过对搅拌工艺的优化研究，拓展了搅拌浸出的应用范围。

摘要：
采用硫化物作助剂还原浸出硫酸烧渣中的三价铁。采用L9(43)四因素三水平正交试验，考察助剂用量、硫酸用量、温度、时间对浸出效果的影响，并确定最佳配比。结果表明：影响的显著顺序为助剂用量>时间>硫酸用量>温度。在下述最佳条件下铁浸取率可以达到87.8%：起始液固比2∶1、搅拌转速1 300 r/min、助剂用量17.2 g、硫酸23 mL、85 ℃反应3 h。

摘要：
在沸腾炉中，利用弱氧焙烧使As和S从硫化锌精矿中脱除，再经过二次燃烧室使As和S得到充分燃烧后全部进入烟气，烟气经余热锅炉和电收尘脱除大部分烟尘，通过收砷设备冷凝沉降后得到As2O3粗烟尘。最佳条件表明，As2O3回收率在98%以上，粗烟尘经砷提纯装置使As2O3含量达到98%以上。提纯过程中的砷渣返回原料工序循环使用，烟气经脱砷处理后用于制酸，整个生产过程为全封闭自动化流水线作业。

摘要：
沉淀钼酸铵后的溶液含铁、硅较高，为了综合回收利用钼，采用N235萃取分离钼。对影响萃取分离钼的因素进行考察。结果表明，采用20%N235+10%仲辛醇+70%的煤油体系在下述最佳工艺条件下可以有效实现钼、硅、铁的分离，钼萃取率达到95.0%以上：萃取平衡时间3~5 min、酸浓度5~20 g/L、级数4~5级、相比O/A=1/2~1/4。

摘要：
用氟化锰脱除氯化锰溶液中的镁，考查溶液中的Mn浓度、Mg浓度、MnF2用量系数、PAM絮凝剂类型及用量、沉淀絮凝温度和沉淀时间等对沉降速率、渣过滤性能和除镁率等的影响。结果表明：只有当镁浓度≤3 g/L时，才可顺利地去除镁，适宜条件为：MnF2用量系数1.1，非离子型PAM絮凝剂用量每克镁0.01~0.02 g，沉淀絮凝温度80 ℃，沉淀时间60 min。

摘要：
从醋酸废液中回收碘，在确定氧化剂用量的基础上对碘萃取过程中影响吹出效果的各因素进行试验，获得各项指标的最佳值，并从理论上分析了各因素对萃取碘的影响。为下步碘的还原吸收过程及获取碘产品奠定基础。

摘要：
在前人电场及流场的研究基础上，考虑电热场及电解质流动对温度场分布的影响，利用差分法建立柱坐标下的能量传输方程的上风差分离散格式，采用FORTRAN97编程，对3 kA钕电解槽的温度场进行了数值模拟。结果表明，电极之间的发热强度最大，但并不是电解槽的最高温区，高温区在接收器内部（1 100 ℃），模拟结果与实测结果比较吻合。

摘要：
研究一种从不能用物理选矿法有效富集稀土的复杂稀有金属矿中回收稀土的工艺。原矿在酸矿质量比为1.2时于400 ℃酸化90 min，然后在液固比5∶1、90 ℃浸出120 min，稀土浸出率达到85.64%。浸出液经氧化、中和除杂后，按稀土理论用量的1.2倍添加草酸。得到的草酸稀土沉淀在950 ℃煅烧60 min，可获得REO含量92.4%的氧化稀土产品，全流程稀土总回收率为71.32%。

摘要：
真空炉锗渣经加钙盐氯化蒸馏提锗后，金属铟及铁、锡、锑等一同进入蒸馏残液中，以此残液为原料，N503为萃取剂，考察了不同萃取条件下残液中各金属离子的走向。结果表明，该工艺适合相对低酸度条件，而且铟萃取率高，并可回收三氯化铁、锡和锑，萃取剂可再生循环使用。

摘要：
广西贵港金精矿含15%~22%As，并含碳、铅等不利于氰化的元素，金直接氰化率8%~36%。采用催化氧化酸浸法预处理后，金氰化率可达92%~98%，氰渣浮选后精矿的金总收率达97%~99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行，废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定，经济可行。

摘要：
研究了以含锌废催化剂为原料，通过碱浸、净化、沉淀制备ZnS的新工艺。重点考察浸出温度、NaOH浓度、液固比（浸出剂质量/原料质量）和浸出时间等工艺参数对Zn浸出率的影响，最佳工艺条件是：NaOH浓度5 mol/L、液固比25:1、温度80 ℃、浸出时间2 h，在该条件下锌浸出率可达90%；浸出液经过锌粉1次净化后采用水热法可以获得纯度较高、结晶性好的ZnS，沉锌后滤液可以作为浸出剂循环利用。

摘要：
研究了阳离子表面活性剂DTAB与不同助表面活性剂、油相形成的微乳液体系的溶水能力，并考察了温度、pH对微乳液体系稳定性的影响。分别绘制了不同体系的拟三元相图。研究结果表明：当DTAB与正丁醇质量比为13∶7，（DTAB+正丁醇）与环己烷质量比为3∶1时，DTAB/正丁醇/环己烷/水微乳液体系具有较大的稳定区域，其最大溶水量在50%左右。该微乳液体系在温度低于80℃时，稳定区域受温度影响较小；pH对该体系稳定性影响不大。