摘要：
以低铁闪锌矿精矿为原料，采用氧压浸出技术进行处理。绘制了150 ℃、1.0 MPa的ZnS-H2O系电位-pH图。通过单因素试验确定各因素的影响趋势，采用ICP、XRD、XRF和BET等检测方法对浸出液和浸出渣进行分析表征，确定最佳浸出条件为：精矿粒度-0.075 mm～+0.055 mm、浸出温度150 ℃、氧分压0.8 MPa、初酸浓度15%、浸出时间90 min、浸出液固比6∶1~8∶1、搅拌转速500 r/min、添加剂用量1.0%。在此条件下，锌浸出率在97%以上，硫转化率达到90%，实现了精矿中锌的充分浸出与渣中元素硫的富集。

摘要：
通过预曝气的方法，简化了氯化亚铜废水溶液的粒子结构，采用8-羟基喹啉作为萃取剂，对曝气后溶液进行萃取实验。考察萃取平衡时间、曝气时间、温度等因素对废水处理效果的影响规律，确定了最佳反应条件，为优化萃取法处理氯化亚铜废水提供技术参考。

摘要：
运用系统节能的理论和方法，结合水口山（SKS）炼铅法生产工艺，在对其生产工序的物质流和能量流定性分析的基础上，建立两者之间的耦合模型。并根据某SKS炼铅法企业的生产数据，具体分析了三种能量流变化对吨铅能耗的影响。该企业当年存在的节能潜力是117.42 kgce/t。为降低企业吨铅能耗，从物质流角度分析，应增大外加物质流，减小循环物质流，减小排放物质流；从能量流的角度分析，应使工序产品载有的能量尽量带入下一工序利用，及时合理地回收利用生产中的余热余能。

摘要：
研究了硫化铅精矿在盐酸—氧气体系中的氯化浸出过程。重点考察了各种参数对硫化铅精矿中铅和银浸出效果和硫在浸出渣中富集率的影响。结果表明，硫化铅精矿在氯化镁溶液中的浸出效果优于氯化钠溶液，在催化剂铜离子浓度为1.45 g/L、盐酸用量为理论量1.5倍、氧气流量40 mL/min、氯化镁浓度5.5 mol/L、浸出温度90 ℃、浸出时间7 h、液固比6∶1的条件下，铅和银的浸出率分别达到99.11%和90.57%，硫富集率为90.12%。

摘要：
以氧化铝生产溶出过程中的套管换热器为研究对象，采用工程分析方法对其换热过程进行了分析，得出了单套管、三套管、四套管三种不同套管的传热系数，并对其进行了比较。结果表明，相同的矿浆流量下三套管的换热效果较好。

摘要：
以氢氧化铝为原料，氯化钠-氯化钾为熔盐，在1 000 ℃保温4 h，熔盐加入量为70%时，得到了结晶完整的片状α-A12O3，片的边长为5~10 μm，厚度为0.6~1.4 μm；研究了氧化钙对试样物相和形貌的影响。结果表明：氧化钙的加入阻碍了氧化铝向α相转变，阻碍片状氧化铝的生成。

摘要：
以难处理复杂硫化金精矿为原料，采用碱性—硫氰酸盐溶液加压氧化工艺浸出其中的金。采用L16(45)正交试验评估了碱用量、浸出剂浓度、反应温度、反应时间和氧压大小对金浸出率的影响。结果表明，反应温度是影响金浸出率的最显著因素。最佳条件是：反应温度180 ℃、硫氰酸钠浓度2.0 mol/L、碱用量为理论量的0.8倍、反应时间8 h，氧压1.2 MPa和木质磺酸钙为矿的1%，此时金平均浸出率可高达95.29%。

摘要：
利用CFD软件，建立了稀土电解槽的阳极气泡及熔体整体流场数学模型。对稀土电解槽的阳极表面化学反应自动生成气体的流场进行了数值模拟，得出了电解槽的熔体整体流场分布图及在不同位置气体浓度分布曲线图，使之更贴近于电解槽的实际工况，为熔盐稀土电解槽的槽型提供依据。

摘要：
某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%，采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%，而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%，也可作为产品外售。

摘要：
采用一种新的烟尘处理工艺技术，综合回收分银炉精炼过程中产生的含银、含硒烟尘中的银和硒。该技术采用酸浸—浮选工艺，实现烟尘中银、硒与铅、铋、锑等杂质元素的有效分离。烟尘中的银浮选富集进入银精矿，硒则通过浸出进入溶液和浮选进入银精矿的方式加以回收。生产实践表明，银、硒的综合回收率分别达到95%、85%以上。

摘要：
采用高温氯化工艺对新疆某提金渣进行提取金、银等有价元素的研究。结果表明：在干式混料，粉状焙烧，氯化挥发温度1 000 ℃，氯化时间30 min，CaCl2用量5%的条件下，金、银挥发率分别为95.19%和59.26%。

摘要：
以微波辅助碳热还原法对五氧化二钒进行还原氮化。测定了炭黑、活性碳和石墨作为还原剂的混合物料在微波场的升温曲线，并采用热重分析法考察了微波场中不同输入电流对物料还原程度的影响。结果表明，3种还原剂中炭黑的吸波性能和还原性能最佳，在输入电流为16 A、微波辐照时间105 min时，炭黑物料的还原度为0.96，当辐照时间延长至120 min时，氮化反应迅速，此时样品氮含量为16.36%。

摘要：
以TiC为还原剂，根据试验产物TiCxOy的碳氧比(x/y)，按照TiO2+TiC TiCxOy+CO(g)的化学计量配比与TiO2粉末混合，在1 000~1 500 ℃进行真空烧结。XRD分析结果表明，反应产物为类似TiC晶格结构的TiCxOy固溶体，并且原料的碳氧比要满足x/y>1.5。热处理后所得的固溶体具有优良的导电性能。

摘要：
以钼酸钠为钼源，硫脲为硫源，分别加入两种不同的还原剂（盐酸羟胺、草酸），采用水热法制备了形貌规整的二硫化钼微球花。结果表明：当体系中初始钼硫比小于或等于1∶5时，产物为纯净的二硫化钼；随着钼硫比的减小，所得产品粒径也逐步增大。两种不同还原剂作用下，均可制备得到布满褶皱状薄片的二硫化钼球花。盐酸羟胺还原剂作用下所得产物比草酸还原剂作用下所得产物的粒径要稍大，但花瓣状更清晰，褶皱程度更高，团聚程度也较轻。并对其原因做了阐述。

摘要：
采用单一温区一次烧结合成工艺，在工业窑炉中成功合成了尖晶石锰酸锂。用XRD、SEM、激光粒度仪和比表面积测定仪对合成的正极材料的物理性能进行了表征，采用软包装全电池对合成的正极材料的电化学性能进行了测试。结果表明：所合成的正极材料为不含杂相的立方尖晶石结构，比表面积0.2~0.8 m2/g，晶格常数a=0.823~0.824 nm；形貌为由直径大于1.0 μm的近八面体形一次颗粒团聚形成的二次颗粒；应用所合成材料作为正极活性材料制作全电池，正极片压实密度达到2.8 g/cm3以上，首次放电容量在108 mA·h/g以上。

摘要：
以低铁闪锌矿精矿为原料，采用氧压浸出技术进行处理。绘制了150 ℃、1.0 MPa的ZnS-H2O系电位-pH图。通过单因素试验确定各因素的影响趋势，采用ICP、XRD、XRF和BET等检测方法对浸出液和浸出渣进行分析表征，确定最佳浸出条件为：精矿粒度-0.075 mm～+0.055 mm、浸出温度150 ℃、氧分压0.8 MPa、初酸浓度15%、浸出时间90 min、浸出液固比6∶1~8∶1、搅拌转速500 r/min、添加剂用量1.0%。在此条件下，锌浸出率在97%以上，硫转化率达到90%，实现了精矿中锌的充分浸出与渣中元素硫的富集。

摘要：
通过预曝气的方法，简化了氯化亚铜废水溶液的粒子结构，采用8-羟基喹啉作为萃取剂，对曝气后溶液进行萃取实验。考察萃取平衡时间、曝气时间、温度等因素对废水处理效果的影响规律，确定了最佳反应条件，为优化萃取法处理氯化亚铜废水提供技术参考。

摘要：
运用系统节能的理论和方法，结合水口山（SKS）炼铅法生产工艺，在对其生产工序的物质流和能量流定性分析的基础上，建立两者之间的耦合模型。并根据某SKS炼铅法企业的生产数据，具体分析了三种能量流变化对吨铅能耗的影响。该企业当年存在的节能潜力是117.42 kgce/t。为降低企业吨铅能耗，从物质流角度分析，应增大外加物质流，减小循环物质流，减小排放物质流；从能量流的角度分析，应使工序产品载有的能量尽量带入下一工序利用，及时合理地回收利用生产中的余热余能。

摘要：
研究了硫化铅精矿在盐酸—氧气体系中的氯化浸出过程。重点考察了各种参数对硫化铅精矿中铅和银浸出效果和硫在浸出渣中富集率的影响。结果表明，硫化铅精矿在氯化镁溶液中的浸出效果优于氯化钠溶液，在催化剂铜离子浓度为1.45 g/L、盐酸用量为理论量1.5倍、氧气流量40 mL/min、氯化镁浓度5.5 mol/L、浸出温度90 ℃、浸出时间7 h、液固比6∶1的条件下，铅和银的浸出率分别达到99.11%和90.57%，硫富集率为90.12%。

摘要：
以氧化铝生产溶出过程中的套管换热器为研究对象，采用工程分析方法对其换热过程进行了分析，得出了单套管、三套管、四套管三种不同套管的传热系数，并对其进行了比较。结果表明，相同的矿浆流量下三套管的换热效果较好。

摘要：
以氢氧化铝为原料，氯化钠-氯化钾为熔盐，在1 000 ℃保温4 h，熔盐加入量为70%时，得到了结晶完整的片状α-A12O3，片的边长为5~10 μm，厚度为0.6~1.4 μm；研究了氧化钙对试样物相和形貌的影响。结果表明：氧化钙的加入阻碍了氧化铝向α相转变，阻碍片状氧化铝的生成。

摘要：
以难处理复杂硫化金精矿为原料，采用碱性—硫氰酸盐溶液加压氧化工艺浸出其中的金。采用L16(45)正交试验评估了碱用量、浸出剂浓度、反应温度、反应时间和氧压大小对金浸出率的影响。结果表明，反应温度是影响金浸出率的最显著因素。最佳条件是：反应温度180 ℃、硫氰酸钠浓度2.0 mol/L、碱用量为理论量的0.8倍、反应时间8 h，氧压1.2 MPa和木质磺酸钙为矿的1%，此时金平均浸出率可高达95.29%。

摘要：
利用CFD软件，建立了稀土电解槽的阳极气泡及熔体整体流场数学模型。对稀土电解槽的阳极表面化学反应自动生成气体的流场进行了数值模拟，得出了电解槽的熔体整体流场分布图及在不同位置气体浓度分布曲线图，使之更贴近于电解槽的实际工况，为熔盐稀土电解槽的槽型提供依据。

摘要：
某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%，采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%，而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%，也可作为产品外售。

摘要：
采用一种新的烟尘处理工艺技术，综合回收分银炉精炼过程中产生的含银、含硒烟尘中的银和硒。该技术采用酸浸—浮选工艺，实现烟尘中银、硒与铅、铋、锑等杂质元素的有效分离。烟尘中的银浮选富集进入银精矿，硒则通过浸出进入溶液和浮选进入银精矿的方式加以回收。生产实践表明，银、硒的综合回收率分别达到95%、85%以上。

摘要：
采用高温氯化工艺对新疆某提金渣进行提取金、银等有价元素的研究。结果表明：在干式混料，粉状焙烧，氯化挥发温度1 000 ℃，氯化时间30 min，CaCl2用量5%的条件下，金、银挥发率分别为95.19%和59.26%。

摘要：
以微波辅助碳热还原法对五氧化二钒进行还原氮化。测定了炭黑、活性碳和石墨作为还原剂的混合物料在微波场的升温曲线，并采用热重分析法考察了微波场中不同输入电流对物料还原程度的影响。结果表明，3种还原剂中炭黑的吸波性能和还原性能最佳，在输入电流为16 A、微波辐照时间105 min时，炭黑物料的还原度为0.96，当辐照时间延长至120 min时，氮化反应迅速，此时样品氮含量为16.36%。

摘要：
以TiC为还原剂，根据试验产物TiCxOy的碳氧比(x/y)，按照TiO2+TiC TiCxOy+CO(g)的化学计量配比与TiO2粉末混合，在1 000~1 500 ℃进行真空烧结。XRD分析结果表明，反应产物为类似TiC晶格结构的TiCxOy固溶体，并且原料的碳氧比要满足x/y>1.5。热处理后所得的固溶体具有优良的导电性能。

摘要：
以钼酸钠为钼源，硫脲为硫源，分别加入两种不同的还原剂（盐酸羟胺、草酸），采用水热法制备了形貌规整的二硫化钼微球花。结果表明：当体系中初始钼硫比小于或等于1∶5时，产物为纯净的二硫化钼；随着钼硫比的减小，所得产品粒径也逐步增大。两种不同还原剂作用下，均可制备得到布满褶皱状薄片的二硫化钼球花。盐酸羟胺还原剂作用下所得产物比草酸还原剂作用下所得产物的粒径要稍大，但花瓣状更清晰，褶皱程度更高，团聚程度也较轻。并对其原因做了阐述。

摘要：
采用单一温区一次烧结合成工艺，在工业窑炉中成功合成了尖晶石锰酸锂。用XRD、SEM、激光粒度仪和比表面积测定仪对合成的正极材料的物理性能进行了表征，采用软包装全电池对合成的正极材料的电化学性能进行了测试。结果表明：所合成的正极材料为不含杂相的立方尖晶石结构，比表面积0.2~0.8 m2/g，晶格常数a=0.823~0.824 nm；形貌为由直径大于1.0 μm的近八面体形一次颗粒团聚形成的二次颗粒；应用所合成材料作为正极活性材料制作全电池，正极片压实密度达到2.8 g/cm3以上，首次放电容量在108 mA·h/g以上。

摘要：
以低铁闪锌矿精矿为原料，采用氧压浸出技术进行处理。绘制了150 ℃、1.0 MPa的ZnS-H2O系电位-pH图。通过单因素试验确定各因素的影响趋势，采用ICP、XRD、XRF和BET等检测方法对浸出液和浸出渣进行分析表征，确定最佳浸出条件为：精矿粒度-0.075 mm～+0.055 mm、浸出温度150 ℃、氧分压0.8 MPa、初酸浓度15%、浸出时间90 min、浸出液固比6∶1~8∶1、搅拌转速500 r/min、添加剂用量1.0%。在此条件下，锌浸出率在97%以上，硫转化率达到90%，实现了精矿中锌的充分浸出与渣中元素硫的富集。

摘要：
通过预曝气的方法，简化了氯化亚铜废水溶液的粒子结构，采用8-羟基喹啉作为萃取剂，对曝气后溶液进行萃取实验。考察萃取平衡时间、曝气时间、温度等因素对废水处理效果的影响规律，确定了最佳反应条件，为优化萃取法处理氯化亚铜废水提供技术参考。

摘要：
运用系统节能的理论和方法，结合水口山（SKS）炼铅法生产工艺，在对其生产工序的物质流和能量流定性分析的基础上，建立两者之间的耦合模型。并根据某SKS炼铅法企业的生产数据，具体分析了三种能量流变化对吨铅能耗的影响。该企业当年存在的节能潜力是117.42 kgce/t。为降低企业吨铅能耗，从物质流角度分析，应增大外加物质流，减小循环物质流，减小排放物质流；从能量流的角度分析，应使工序产品载有的能量尽量带入下一工序利用，及时合理地回收利用生产中的余热余能。

摘要：
研究了硫化铅精矿在盐酸—氧气体系中的氯化浸出过程。重点考察了各种参数对硫化铅精矿中铅和银浸出效果和硫在浸出渣中富集率的影响。结果表明，硫化铅精矿在氯化镁溶液中的浸出效果优于氯化钠溶液，在催化剂铜离子浓度为1.45 g/L、盐酸用量为理论量1.5倍、氧气流量40 mL/min、氯化镁浓度5.5 mol/L、浸出温度90 ℃、浸出时间7 h、液固比6∶1的条件下，铅和银的浸出率分别达到99.11%和90.57%，硫富集率为90.12%。

摘要：
以氧化铝生产溶出过程中的套管换热器为研究对象，采用工程分析方法对其换热过程进行了分析，得出了单套管、三套管、四套管三种不同套管的传热系数，并对其进行了比较。结果表明，相同的矿浆流量下三套管的换热效果较好。

摘要：
以氢氧化铝为原料，氯化钠-氯化钾为熔盐，在1 000 ℃保温4 h，熔盐加入量为70%时，得到了结晶完整的片状α-A12O3，片的边长为5~10 μm，厚度为0.6~1.4 μm；研究了氧化钙对试样物相和形貌的影响。结果表明：氧化钙的加入阻碍了氧化铝向α相转变，阻碍片状氧化铝的生成。

摘要：
以难处理复杂硫化金精矿为原料，采用碱性—硫氰酸盐溶液加压氧化工艺浸出其中的金。采用L16(45)正交试验评估了碱用量、浸出剂浓度、反应温度、反应时间和氧压大小对金浸出率的影响。结果表明，反应温度是影响金浸出率的最显著因素。最佳条件是：反应温度180 ℃、硫氰酸钠浓度2.0 mol/L、碱用量为理论量的0.8倍、反应时间8 h，氧压1.2 MPa和木质磺酸钙为矿的1%，此时金平均浸出率可高达95.29%。

摘要：
利用CFD软件，建立了稀土电解槽的阳极气泡及熔体整体流场数学模型。对稀土电解槽的阳极表面化学反应自动生成气体的流场进行了数值模拟，得出了电解槽的熔体整体流场分布图及在不同位置气体浓度分布曲线图，使之更贴近于电解槽的实际工况，为熔盐稀土电解槽的槽型提供依据。

摘要：
某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%，采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%，而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%，也可作为产品外售。

摘要：
采用一种新的烟尘处理工艺技术，综合回收分银炉精炼过程中产生的含银、含硒烟尘中的银和硒。该技术采用酸浸—浮选工艺，实现烟尘中银、硒与铅、铋、锑等杂质元素的有效分离。烟尘中的银浮选富集进入银精矿，硒则通过浸出进入溶液和浮选进入银精矿的方式加以回收。生产实践表明，银、硒的综合回收率分别达到95%、85%以上。

摘要：
采用高温氯化工艺对新疆某提金渣进行提取金、银等有价元素的研究。结果表明：在干式混料，粉状焙烧，氯化挥发温度1 000 ℃，氯化时间30 min，CaCl2用量5%的条件下，金、银挥发率分别为95.19%和59.26%。

摘要：
以微波辅助碳热还原法对五氧化二钒进行还原氮化。测定了炭黑、活性碳和石墨作为还原剂的混合物料在微波场的升温曲线，并采用热重分析法考察了微波场中不同输入电流对物料还原程度的影响。结果表明，3种还原剂中炭黑的吸波性能和还原性能最佳，在输入电流为16 A、微波辐照时间105 min时，炭黑物料的还原度为0.96，当辐照时间延长至120 min时，氮化反应迅速，此时样品氮含量为16.36%。

摘要：
以TiC为还原剂，根据试验产物TiCxOy的碳氧比(x/y)，按照TiO2+TiC TiCxOy+CO(g)的化学计量配比与TiO2粉末混合，在1 000~1 500 ℃进行真空烧结。XRD分析结果表明，反应产物为类似TiC晶格结构的TiCxOy固溶体，并且原料的碳氧比要满足x/y>1.5。热处理后所得的固溶体具有优良的导电性能。

摘要：
以钼酸钠为钼源，硫脲为硫源，分别加入两种不同的还原剂（盐酸羟胺、草酸），采用水热法制备了形貌规整的二硫化钼微球花。结果表明：当体系中初始钼硫比小于或等于1∶5时，产物为纯净的二硫化钼；随着钼硫比的减小，所得产品粒径也逐步增大。两种不同还原剂作用下，均可制备得到布满褶皱状薄片的二硫化钼球花。盐酸羟胺还原剂作用下所得产物比草酸还原剂作用下所得产物的粒径要稍大，但花瓣状更清晰，褶皱程度更高，团聚程度也较轻。并对其原因做了阐述。

摘要：
采用单一温区一次烧结合成工艺，在工业窑炉中成功合成了尖晶石锰酸锂。用XRD、SEM、激光粒度仪和比表面积测定仪对合成的正极材料的物理性能进行了表征，采用软包装全电池对合成的正极材料的电化学性能进行了测试。结果表明：所合成的正极材料为不含杂相的立方尖晶石结构，比表面积0.2~0.8 m2/g，晶格常数a=0.823~0.824 nm；形貌为由直径大于1.0 μm的近八面体形一次颗粒团聚形成的二次颗粒；应用所合成材料作为正极活性材料制作全电池，正极片压实密度达到2.8 g/cm3以上，首次放电容量在108 mA·h/g以上。