摘要：
以自制的胺类衍生物为氨性体系电积锌的添加剂，考察其用量对电流效率和阴极锌表面形貌的影响。结果表明，在添加剂用量2 mL/L、Zn2+浓度40 g/L、氯化铵浓度5 mol/L、氨水浓度2.5 mol/L、电流密度400 A/m2、异极距3 cm、温度40 ℃的条件下，电流效率达到90.43%，阴极锌板表面形貌较为致密平整。

摘要：
用甲酸为还原剂在硝酸体系中浸取低品位软锰矿，通过单因素试验和响应面法考察了甲酸用量、硝酸浓度、液固比、反应时间和反应温度对锰、铁、铝浸出率的影响。结果表明，当甲酸用量一定时，影响锰浸出率的因素主次依次是液固比、硝酸浓度、反应时间和反应温度。当甲酸用量为3 mL、硝酸浓度0.45 mol/L、液固比5.6、反应温度90 ℃、反应时间2.5 h时，锰、铁和铝的浸出率分别为91.01%、43.06%、21.61%。

摘要：
简述了硫化铋精矿处理新工艺，利用调整后的铅阳极泥盐酸浸出液浸出硫化铋精矿。生产实践表明，该工艺可操作性强，既不增加设备投资，又能同时处理铅阳极泥和硫化铋精矿，铋直收率达90.44%，浸出渣含铋小于1.0%。

摘要：
研究了常压—加压两段联合浸出红土镍矿的新工艺。结果表明，褐铁矿在温度95 ℃、反应时间5 h、初始矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t的条件下，镍、铁常压浸出率分别为98%和74%；常压浸出后的矿浆与蛇纹石矿浆混合后在温度150 ℃、反应时间2 h、蛇纹石添加量为总矿量35%的条件下进行加压浸出，镍、铁总浸出率分别为93%和1.5%。

摘要：
由北京矿冶研究总院设计的年产1 000 t锑的高砷锑金精矿矿浆电解生产线于2013年5月投料生产。工业实践表明，对不同品位物料，锑浸出率大于98%、砷浸出率小于1%，阴极锑含砷约0.3%，金几乎全部富集于浸出渣中，绝大部分砷和硫均留置在渣中，从根本上避免了大量砷碱渣的产生和低浓度SO2的危害。

摘要：
在KCl-NaCl-NaF-(SiO2)熔盐体系中，以钼为基体，以电沉积法得到的硅为硅源，在电沉积硅的同时进行渗硅，成功制备了Mo-MoSi2梯度材料。考察了电沉积给电方式、电流密度、温度、时间和脉冲形式对沉积扩散层表面形貌、相结构、断面厚度以及硅含量分布的影响。结果表明，脉冲给电比直流给电的沉积效果好。合适的脉冲沉积参数为：电流密度750~1 000 A/cm2、温度800~850 ℃、t1/t2=0.7~1.5、沉积时间120~180 min。

摘要：
以攀西地区钛铁矿为原料，在常压下采用低浓度盐酸进行多级浸出生产人造金红石的半工业试验。结果表明，采用该流程成功制备出了TiO2品位大于94%的人造金红石产品，同时解决了盐酸再生与再生酸循环利用衔接的技术难题。

摘要：
山西分公司氧化铝生产的新串联法技术采用烧结法粗液与拜耳法溶出浆液全合流补碱工艺。但由于粗液中碳酸钠含量较高，对系统造成一系列不利影响，严重制约新技术的实施。通过实验室试验，系统研究了烧结法熟料低碳酸钠的溶出及沉降，确定了适宜的工艺条件，进而在工业生产上进行试验及试运行。结果表明，新工艺粗液碳酸钠浓度降低到5.97 g/L以下，溶出沉降工序指标良好，系统稳定运行。

摘要：
对某云母型含钒石煤硫酸浸出过程中钒、钾、镁的浸出相关性进行研究来揭示钒的浸出机理。结果表明，钒、钾、镁具有很好的共生关系，主要赋存于云母类矿物中，部分镁赋存于方解石中。低温下，以游离态的高价钒浸出为主，钒—钾、钒—镁的浸出相关性均较差，而高温下，以晶格束缚态的低价钒浸出为主，钒—钾、钒—镁均呈现出很好的浸出相关性。硫酸浓度对钒、钾、镁的浸出相关性影响较小，95 ℃时，不同硫酸浓度下钒—钾、钒—镁均具有很好的浸出相关性。含镁方解石在硫酸中的溶解速率较快，同等条件下，镁的浸出率高于钒和钾。

摘要：
在野外环境中利用铀矿堆浸酸化液进行了浸矿细菌的三级连续培养工艺研究。结果表明，细菌经过驯化后能适应铀矿酸化期间200~300 mg/L铀浓度的培养环境，能有效氧化酸化液中溶解黄铁矿产生的二价铁，出液Eh维持在550 mV左右。试验结束时，日出液量与培养槽容积比(日菌液产出比)达到2.5。

摘要：
分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿，并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明，采用直接氰化法在氰化钠用量为10 kg/t时，金浸出率为82%左右，铜浸出率为40%左右；利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9 g/t和4.69%，金、铜回收率分别为57.41%和62.35%，浮选精矿中砷品位达到4.2%，浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%；碘化试验中金浸出率达到85.3%，铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿，其最佳工艺条件为：搅拌强度400 r/min、浸出时间2 h、矿浆温度298 K。

摘要：
采用氨氰浸出法处理某碳酸盐型难选冶含铜金矿。结果表明，控制给矿粒度-0.074 mm占95%、石灰用量4.0 kg/t、硫酸铵用量8.0~9.0 kg/t、氰化钠总用量0.5~0.7 kg/t、滚瓶氰化浸出52~72 h，然后在活性炭密度10 g/L吸附20~24 h，进行12次循环试验，平均金浸出率86.0%，最终载金炭铜金比约2.0，金吸附率近100%，不存在铜、TDS逐渐累计问题。

摘要：
以仲钨酸铵为原料，通过分段控制还原气氛，经一步还原制备钨粉。研究了仲钨酸铵粒径、还原气氛、温度、时间和装舟量等参数对钨粉粒度和形貌的影响。结果表明，最佳工艺参数为：装舟量50 g、氢气流量32 L/h、升温速率10 ℃/min、500 ℃保温20 min、900 ℃保温1.5 h、风冷降温到100 ℃，钨粉收率大于98.5%。该工艺制备的钨粉粒径可控，同时可降低生产成本。

摘要：
以铝锰合金为还原剂对高钛富铌渣进行热还原，在1 500 ℃、配料碱度1.0、保温时间3~4 min的条件下，获得了铌品位大于15%、铌收率大于86%、铌磷比大于100的铌铁合金。采用铝锰还原高钛富铌渣生产铌铁合金在技术上是可行的。

摘要：
铜阳极泥分银渣盐酸浸出液中含锑、锡、铅、铋等，采用水解除锡和锑、硫酸盐沉铅、一次水解沉铋等分步沉淀工艺，进行锑、锡、铅、铋的分离并得到粗氯氧铋。结果表明，在pH 1.4左右进行锑、锡水解，pH 2.1进行铋一次水解。粗氯氧铋经盐酸返溶后，控制pH 1.6~1.7进行铋二次水解产出精制氯氧铋，然后再碱转，即可制备出纯度大于99.9%的氧化铋。

摘要：
以某锌冶炼企业所收集的次氧化锌粉制备的浆料吸收低浓度二氧化硫烟气。结果表明，在常温、次氧化锌浆料浓度15%、浆料pH>4.5、烟气流量750 m3/h的条件下，吸收模拟的含二氧化硫2 130 mg/m3的烟气，二氧化硫吸收率能达到99.6%，吸收后的尾气二氧化硫可达到相关排放标准，并且二氧化硫和锌可循环利用。

摘要：
采用自制回转窑换热装置对离心粒化后的高温炉渣颗粒进行余热回收，采用有限元分析软件及欧拉双流体模型对装置内气固两相流场进行数值模拟，研究进风风速及回转窑转速对气固之间换热效率的影响，并通过现场试验对模拟结果进行验证。结果表明，当回转体转速为16 r/min、进风风速为4.31 m/s时，颗粒的离散效果较好，热风温度达1 050 K，此时的换热效果最好，数值模拟与试验结果高度吻合。

摘要：
对某区域铜冶炼渣再选尾矿的来源、分布、数量、污染现状进行了调查分析，论证了污染治理的必要性，根据治理目标确定了治理方案。治理后，可从源头控制重金属向外界迁移，减轻该区域的重金属污染，有效改善生态环境，保护下游居民的健康安全。

摘要：
以自制的胺类衍生物为氨性体系电积锌的添加剂，考察其用量对电流效率和阴极锌表面形貌的影响。结果表明，在添加剂用量2 mL/L、Zn2+浓度40 g/L、氯化铵浓度5 mol/L、氨水浓度2.5 mol/L、电流密度400 A/m2、异极距3 cm、温度40 ℃的条件下，电流效率达到90.43%，阴极锌板表面形貌较为致密平整。

摘要：
用甲酸为还原剂在硝酸体系中浸取低品位软锰矿，通过单因素试验和响应面法考察了甲酸用量、硝酸浓度、液固比、反应时间和反应温度对锰、铁、铝浸出率的影响。结果表明，当甲酸用量一定时，影响锰浸出率的因素主次依次是液固比、硝酸浓度、反应时间和反应温度。当甲酸用量为3 mL、硝酸浓度0.45 mol/L、液固比5.6、反应温度90 ℃、反应时间2.5 h时，锰、铁和铝的浸出率分别为91.01%、43.06%、21.61%。

摘要：
简述了硫化铋精矿处理新工艺，利用调整后的铅阳极泥盐酸浸出液浸出硫化铋精矿。生产实践表明，该工艺可操作性强，既不增加设备投资，又能同时处理铅阳极泥和硫化铋精矿，铋直收率达90.44%，浸出渣含铋小于1.0%。

摘要：
研究了常压—加压两段联合浸出红土镍矿的新工艺。结果表明，褐铁矿在温度95 ℃、反应时间5 h、初始矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t的条件下，镍、铁常压浸出率分别为98%和74%；常压浸出后的矿浆与蛇纹石矿浆混合后在温度150 ℃、反应时间2 h、蛇纹石添加量为总矿量35%的条件下进行加压浸出，镍、铁总浸出率分别为93%和1.5%。

摘要：
由北京矿冶研究总院设计的年产1 000 t锑的高砷锑金精矿矿浆电解生产线于2013年5月投料生产。工业实践表明，对不同品位物料，锑浸出率大于98%、砷浸出率小于1%，阴极锑含砷约0.3%，金几乎全部富集于浸出渣中，绝大部分砷和硫均留置在渣中，从根本上避免了大量砷碱渣的产生和低浓度SO2的危害。

摘要：
在KCl-NaCl-NaF-(SiO2)熔盐体系中，以钼为基体，以电沉积法得到的硅为硅源，在电沉积硅的同时进行渗硅，成功制备了Mo-MoSi2梯度材料。考察了电沉积给电方式、电流密度、温度、时间和脉冲形式对沉积扩散层表面形貌、相结构、断面厚度以及硅含量分布的影响。结果表明，脉冲给电比直流给电的沉积效果好。合适的脉冲沉积参数为：电流密度750~1 000 A/cm2、温度800~850 ℃、t1/t2=0.7~1.5、沉积时间120~180 min。

摘要：
以攀西地区钛铁矿为原料，在常压下采用低浓度盐酸进行多级浸出生产人造金红石的半工业试验。结果表明，采用该流程成功制备出了TiO2品位大于94%的人造金红石产品，同时解决了盐酸再生与再生酸循环利用衔接的技术难题。

摘要：
山西分公司氧化铝生产的新串联法技术采用烧结法粗液与拜耳法溶出浆液全合流补碱工艺。但由于粗液中碳酸钠含量较高，对系统造成一系列不利影响，严重制约新技术的实施。通过实验室试验，系统研究了烧结法熟料低碳酸钠的溶出及沉降，确定了适宜的工艺条件，进而在工业生产上进行试验及试运行。结果表明，新工艺粗液碳酸钠浓度降低到5.97 g/L以下，溶出沉降工序指标良好，系统稳定运行。

摘要：
对某云母型含钒石煤硫酸浸出过程中钒、钾、镁的浸出相关性进行研究来揭示钒的浸出机理。结果表明，钒、钾、镁具有很好的共生关系，主要赋存于云母类矿物中，部分镁赋存于方解石中。低温下，以游离态的高价钒浸出为主，钒—钾、钒—镁的浸出相关性均较差，而高温下，以晶格束缚态的低价钒浸出为主，钒—钾、钒—镁均呈现出很好的浸出相关性。硫酸浓度对钒、钾、镁的浸出相关性影响较小，95 ℃时，不同硫酸浓度下钒—钾、钒—镁均具有很好的浸出相关性。含镁方解石在硫酸中的溶解速率较快，同等条件下，镁的浸出率高于钒和钾。

摘要：
在野外环境中利用铀矿堆浸酸化液进行了浸矿细菌的三级连续培养工艺研究。结果表明，细菌经过驯化后能适应铀矿酸化期间200~300 mg/L铀浓度的培养环境，能有效氧化酸化液中溶解黄铁矿产生的二价铁，出液Eh维持在550 mV左右。试验结束时，日出液量与培养槽容积比(日菌液产出比)达到2.5。

摘要：
分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿，并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明，采用直接氰化法在氰化钠用量为10 kg/t时，金浸出率为82%左右，铜浸出率为40%左右；利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9 g/t和4.69%，金、铜回收率分别为57.41%和62.35%，浮选精矿中砷品位达到4.2%，浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%；碘化试验中金浸出率达到85.3%，铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿，其最佳工艺条件为：搅拌强度400 r/min、浸出时间2 h、矿浆温度298 K。

摘要：
采用氨氰浸出法处理某碳酸盐型难选冶含铜金矿。结果表明，控制给矿粒度-0.074 mm占95%、石灰用量4.0 kg/t、硫酸铵用量8.0~9.0 kg/t、氰化钠总用量0.5~0.7 kg/t、滚瓶氰化浸出52~72 h，然后在活性炭密度10 g/L吸附20~24 h，进行12次循环试验，平均金浸出率86.0%，最终载金炭铜金比约2.0，金吸附率近100%，不存在铜、TDS逐渐累计问题。

摘要：
以仲钨酸铵为原料，通过分段控制还原气氛，经一步还原制备钨粉。研究了仲钨酸铵粒径、还原气氛、温度、时间和装舟量等参数对钨粉粒度和形貌的影响。结果表明，最佳工艺参数为：装舟量50 g、氢气流量32 L/h、升温速率10 ℃/min、500 ℃保温20 min、900 ℃保温1.5 h、风冷降温到100 ℃，钨粉收率大于98.5%。该工艺制备的钨粉粒径可控，同时可降低生产成本。

摘要：
以铝锰合金为还原剂对高钛富铌渣进行热还原，在1 500 ℃、配料碱度1.0、保温时间3~4 min的条件下，获得了铌品位大于15%、铌收率大于86%、铌磷比大于100的铌铁合金。采用铝锰还原高钛富铌渣生产铌铁合金在技术上是可行的。

摘要：
铜阳极泥分银渣盐酸浸出液中含锑、锡、铅、铋等，采用水解除锡和锑、硫酸盐沉铅、一次水解沉铋等分步沉淀工艺，进行锑、锡、铅、铋的分离并得到粗氯氧铋。结果表明，在pH 1.4左右进行锑、锡水解，pH 2.1进行铋一次水解。粗氯氧铋经盐酸返溶后，控制pH 1.6~1.7进行铋二次水解产出精制氯氧铋，然后再碱转，即可制备出纯度大于99.9%的氧化铋。

摘要：
以某锌冶炼企业所收集的次氧化锌粉制备的浆料吸收低浓度二氧化硫烟气。结果表明，在常温、次氧化锌浆料浓度15%、浆料pH>4.5、烟气流量750 m3/h的条件下，吸收模拟的含二氧化硫2 130 mg/m3的烟气，二氧化硫吸收率能达到99.6%，吸收后的尾气二氧化硫可达到相关排放标准，并且二氧化硫和锌可循环利用。

摘要：
采用自制回转窑换热装置对离心粒化后的高温炉渣颗粒进行余热回收，采用有限元分析软件及欧拉双流体模型对装置内气固两相流场进行数值模拟，研究进风风速及回转窑转速对气固之间换热效率的影响，并通过现场试验对模拟结果进行验证。结果表明，当回转体转速为16 r/min、进风风速为4.31 m/s时，颗粒的离散效果较好，热风温度达1 050 K，此时的换热效果最好，数值模拟与试验结果高度吻合。

摘要：
对某区域铜冶炼渣再选尾矿的来源、分布、数量、污染现状进行了调查分析，论证了污染治理的必要性，根据治理目标确定了治理方案。治理后，可从源头控制重金属向外界迁移，减轻该区域的重金属污染，有效改善生态环境，保护下游居民的健康安全。

摘要：
以自制的胺类衍生物为氨性体系电积锌的添加剂，考察其用量对电流效率和阴极锌表面形貌的影响。结果表明，在添加剂用量2 mL/L、Zn2+浓度40 g/L、氯化铵浓度5 mol/L、氨水浓度2.5 mol/L、电流密度400 A/m2、异极距3 cm、温度40 ℃的条件下，电流效率达到90.43%，阴极锌板表面形貌较为致密平整。

摘要：
用甲酸为还原剂在硝酸体系中浸取低品位软锰矿，通过单因素试验和响应面法考察了甲酸用量、硝酸浓度、液固比、反应时间和反应温度对锰、铁、铝浸出率的影响。结果表明，当甲酸用量一定时，影响锰浸出率的因素主次依次是液固比、硝酸浓度、反应时间和反应温度。当甲酸用量为3 mL、硝酸浓度0.45 mol/L、液固比5.6、反应温度90 ℃、反应时间2.5 h时，锰、铁和铝的浸出率分别为91.01%、43.06%、21.61%。

摘要：
简述了硫化铋精矿处理新工艺，利用调整后的铅阳极泥盐酸浸出液浸出硫化铋精矿。生产实践表明，该工艺可操作性强，既不增加设备投资，又能同时处理铅阳极泥和硫化铋精矿，铋直收率达90.44%，浸出渣含铋小于1.0%。

摘要：
研究了常压—加压两段联合浸出红土镍矿的新工艺。结果表明，褐铁矿在温度95 ℃、反应时间5 h、初始矿浆浓度36%、吨矿硫酸用量1.0 t的条件下，镍、铁常压浸出率分别为98%和74%；常压浸出后的矿浆与蛇纹石矿浆混合后在温度150 ℃、反应时间2 h、蛇纹石添加量为总矿量35%的条件下进行加压浸出，镍、铁总浸出率分别为93%和1.5%。

摘要：
由北京矿冶研究总院设计的年产1 000 t锑的高砷锑金精矿矿浆电解生产线于2013年5月投料生产。工业实践表明，对不同品位物料，锑浸出率大于98%、砷浸出率小于1%，阴极锑含砷约0.3%，金几乎全部富集于浸出渣中，绝大部分砷和硫均留置在渣中，从根本上避免了大量砷碱渣的产生和低浓度SO2的危害。

摘要：
在KCl-NaCl-NaF-(SiO2)熔盐体系中，以钼为基体，以电沉积法得到的硅为硅源，在电沉积硅的同时进行渗硅，成功制备了Mo-MoSi2梯度材料。考察了电沉积给电方式、电流密度、温度、时间和脉冲形式对沉积扩散层表面形貌、相结构、断面厚度以及硅含量分布的影响。结果表明，脉冲给电比直流给电的沉积效果好。合适的脉冲沉积参数为：电流密度750~1 000 A/cm2、温度800~850 ℃、t1/t2=0.7~1.5、沉积时间120~180 min。

摘要：
以攀西地区钛铁矿为原料，在常压下采用低浓度盐酸进行多级浸出生产人造金红石的半工业试验。结果表明，采用该流程成功制备出了TiO2品位大于94%的人造金红石产品，同时解决了盐酸再生与再生酸循环利用衔接的技术难题。

摘要：
山西分公司氧化铝生产的新串联法技术采用烧结法粗液与拜耳法溶出浆液全合流补碱工艺。但由于粗液中碳酸钠含量较高，对系统造成一系列不利影响，严重制约新技术的实施。通过实验室试验，系统研究了烧结法熟料低碳酸钠的溶出及沉降，确定了适宜的工艺条件，进而在工业生产上进行试验及试运行。结果表明，新工艺粗液碳酸钠浓度降低到5.97 g/L以下，溶出沉降工序指标良好，系统稳定运行。

摘要：
对某云母型含钒石煤硫酸浸出过程中钒、钾、镁的浸出相关性进行研究来揭示钒的浸出机理。结果表明，钒、钾、镁具有很好的共生关系，主要赋存于云母类矿物中，部分镁赋存于方解石中。低温下，以游离态的高价钒浸出为主，钒—钾、钒—镁的浸出相关性均较差，而高温下，以晶格束缚态的低价钒浸出为主，钒—钾、钒—镁均呈现出很好的浸出相关性。硫酸浓度对钒、钾、镁的浸出相关性影响较小，95 ℃时，不同硫酸浓度下钒—钾、钒—镁均具有很好的浸出相关性。含镁方解石在硫酸中的溶解速率较快，同等条件下，镁的浸出率高于钒和钾。

摘要：
在野外环境中利用铀矿堆浸酸化液进行了浸矿细菌的三级连续培养工艺研究。结果表明，细菌经过驯化后能适应铀矿酸化期间200~300 mg/L铀浓度的培养环境，能有效氧化酸化液中溶解黄铁矿产生的二价铁，出液Eh维持在550 mV左右。试验结束时，日出液量与培养槽容积比(日菌液产出比)达到2.5。

摘要：
分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿，并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明，采用直接氰化法在氰化钠用量为10 kg/t时，金浸出率为82%左右，铜浸出率为40%左右；利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9 g/t和4.69%，金、铜回收率分别为57.41%和62.35%，浮选精矿中砷品位达到4.2%，浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%；碘化试验中金浸出率达到85.3%，铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿，其最佳工艺条件为：搅拌强度400 r/min、浸出时间2 h、矿浆温度298 K。

摘要：
采用氨氰浸出法处理某碳酸盐型难选冶含铜金矿。结果表明，控制给矿粒度-0.074 mm占95%、石灰用量4.0 kg/t、硫酸铵用量8.0~9.0 kg/t、氰化钠总用量0.5~0.7 kg/t、滚瓶氰化浸出52~72 h，然后在活性炭密度10 g/L吸附20~24 h，进行12次循环试验，平均金浸出率86.0%，最终载金炭铜金比约2.0，金吸附率近100%，不存在铜、TDS逐渐累计问题。

摘要：
以仲钨酸铵为原料，通过分段控制还原气氛，经一步还原制备钨粉。研究了仲钨酸铵粒径、还原气氛、温度、时间和装舟量等参数对钨粉粒度和形貌的影响。结果表明，最佳工艺参数为：装舟量50 g、氢气流量32 L/h、升温速率10 ℃/min、500 ℃保温20 min、900 ℃保温1.5 h、风冷降温到100 ℃，钨粉收率大于98.5%。该工艺制备的钨粉粒径可控，同时可降低生产成本。

摘要：
以铝锰合金为还原剂对高钛富铌渣进行热还原，在1 500 ℃、配料碱度1.0、保温时间3~4 min的条件下，获得了铌品位大于15%、铌收率大于86%、铌磷比大于100的铌铁合金。采用铝锰还原高钛富铌渣生产铌铁合金在技术上是可行的。

摘要：
铜阳极泥分银渣盐酸浸出液中含锑、锡、铅、铋等，采用水解除锡和锑、硫酸盐沉铅、一次水解沉铋等分步沉淀工艺，进行锑、锡、铅、铋的分离并得到粗氯氧铋。结果表明，在pH 1.4左右进行锑、锡水解，pH 2.1进行铋一次水解。粗氯氧铋经盐酸返溶后，控制pH 1.6~1.7进行铋二次水解产出精制氯氧铋，然后再碱转，即可制备出纯度大于99.9%的氧化铋。

摘要：
以某锌冶炼企业所收集的次氧化锌粉制备的浆料吸收低浓度二氧化硫烟气。结果表明，在常温、次氧化锌浆料浓度15%、浆料pH>4.5、烟气流量750 m3/h的条件下，吸收模拟的含二氧化硫2 130 mg/m3的烟气，二氧化硫吸收率能达到99.6%，吸收后的尾气二氧化硫可达到相关排放标准，并且二氧化硫和锌可循环利用。

摘要：
采用自制回转窑换热装置对离心粒化后的高温炉渣颗粒进行余热回收，采用有限元分析软件及欧拉双流体模型对装置内气固两相流场进行数值模拟，研究进风风速及回转窑转速对气固之间换热效率的影响，并通过现场试验对模拟结果进行验证。结果表明，当回转体转速为16 r/min、进风风速为4.31 m/s时，颗粒的离散效果较好，热风温度达1 050 K，此时的换热效果最好，数值模拟与试验结果高度吻合。

摘要：
对某区域铜冶炼渣再选尾矿的来源、分布、数量、污染现状进行了调查分析，论证了污染治理的必要性，根据治理目标确定了治理方案。治理后，可从源头控制重金属向外界迁移，减轻该区域的重金属污染，有效改善生态环境，保护下游居民的健康安全。