摘要：
黄铜矿常压浸出存在浸出缓慢等问题。当溶液中存在MnO2时，由于矿物接触间的原电池效应为黄铜矿的氧化提供更多途径，从而为提高黄铜矿浸出率带来可能。分别研究了在H2SO4溶液和H2SO4-Fe2(SO4)3溶液中，MnO2对黄铜矿浸出行为的影响。结果表明，添加MnO2能够促进黄铜矿的浸出，在浸出过程中，MnO2迅速分解。黄铜矿在浸出过程中会形成一种缺金属钝化层，这种钝化层附着在黄铜矿表面，阻碍溶液与黄铜矿的接触，阻碍了黄铜矿的浸出。

摘要：
对沉降过程中颗粒物受力、胶体荷电机理和颗粒物沉降动力学特性进行了详细分析，并对铜钴浸出矿浆和高硅锌焙砂中性浸出矿浆两种浸出矿浆性质进行了测定及对比研究，分析了矿浆中黏度的变化规律和矿物颗粒性质对沉降行为的影响。

摘要：
将工业铜渣和工业镁渣按一定比例混合后进行复合改质，对改质后混合渣进行磁选，并通过XRD、SEM分析和热力学计算对改质前后混合渣中的物相变化特征进行研究。结果表明，复合改质能够使铜渣中弱磁性富铁相铁橄榄石向强磁性镁铁尖晶石转变，并可通过磁选进行分离。碱度的降低有利于混合渣中镁铁尖晶石形成，但不利于硅酸盐相生成。本文试验范围内碱度的最佳值为2.05，在该碱度下混合渣的磁选产率和回收率分别为65.32%和79.34%，且磁选后尾渣中硅酸盐相含量相对较多。

摘要：
考察锌粉置换渣硫酸熟化浸出中，浓硫酸与置换渣酸矿体积质量比、熟化温度、熟化时间、浸出酸度对锌粉置换渣主金属镓、锗、铜、锌浸出率及浸出渣过滤性能的影响。结果表明，硫酸熟化可以解决锌粉置换渣常规浸出时硅胶造成过滤困难的问题，同时镓、铜、锌浸出率达到97%以上，锗浸出率达到70%以上，浸出渣经火法1 000 ℃以上高温还原挥发，锗挥发率达到85%以上。

摘要：
选择氯化钙为添加剂，在一定条件下发生钙与钠、钾的铝硅酸盐同晶置换，使铷形成可溶于水的碱金属氯盐。通过焙烧单因素条件试验，在添加剂量为矿物质量的1倍、950 ℃焙烧1.5 h的最优热解条件下，Rb2O回收率高于98%。

摘要：
针对难处理铀尾矿因脉石结构多而导致铀浸出率低的问题，提出微波预处理破坏脉石结构提高铀浸出率的思路。采用单因素法考察微波预处理时间对铀浸出率的影响。结果表明：微波预处理20 min时，浸出铀浓度为72.75 mg/L，铀浸出率为82.92%，较原样提高16.51个百分点。过度延长微波预处理时间，浸出率提高不显著。XRD和SEM分析表明，原样表面光滑、结构致密，20 min微波预处理矿物表面粗糙微裂纹生长发育明显，60 min微波预处理矿物晶粒生长完善。

摘要：
运用反应运移模拟软件PHT3D建立酸法地浸采铀一维模型，阐明强酸低含氧情况下地浸采铀过程中铀水解与迁移的时空演化规律。模拟结果表明，铀矿溶解后，四价铀最多，六价铀次之；矿层水溶液的pe（电位）和pH在时间上的变化与各个液相主要组分的浓度变化相关，pe和pH变化曲线的交点为液相主要组分浓度显著变化的起点；铀矿不仅会溶解也伴随着铀矿微量生成的现象，且溶解沉淀的量与位置有关。

摘要：
在环烷酸体系中，对不同混合轻稀土料液酸度、铝浓度和萃取剂皂化值条件下，一定配比混合稀土和铝的分配比D、分离系数β进行研究。结果表明，混合稀土料液酸度pH=0.5时，DAl=16，DRE=0.044 8，βAl/RE=356.9；当料液中Al2O3浓度为0.17~0.32 g/L时，氧化铝的分配比DAl>1，βAl/RE有较大值；皂化度为0.3 mol/L时，不仅能够避免由过皂化引起的乳化发生，同时稀土和铝还能够有较好的分离效果。因此高酸度、低浓度铝和低皂化度的环烷酸体系可以获得铝和混合稀土更好的分离效果和较高的分离系数。在最优工艺条件下进行稀土和铝分离萃取试验，有机相和水相较易分层，萃取反应界面基本无三相，分相极为理想，余液中铝含量小于0.011%，满足工业生产对铝含量的要求。

摘要：
在钼精矿焙烧过程中，伴生的铼易挥发进入到烟气中，采用不同设备进行钼精矿焙烧，对应的铼挥发率也不尽相同。对自热式回转窑钼精矿焙烧系统产生物料中的铼含量进行了检测，包括焙砂、烟尘和废酸等，并对影响铼挥发率的关键性影响因素进行了分析。结果表明，焙烧过程铼平均挥发率为27.3%，布袋尘中铼含量142.4 g/t，占总铼量的10.2%，废酸中铼含量7.7 mg/L，占总铼量的5.0%。焙砂的氧化程度是影响铼挥发率的关键因素，较低的布袋收尘温度是铼无法大量进入废酸的原因。

摘要：
高温高压无氰解吸电解工艺在老挝某金矿应用实践表明，该工艺解吸电解率高，贫炭金品位低，现场载金炭平均金品位5 595.22 g/t，贫炭平均金品位38.10 g/t，解吸率达到99.32%，电解后贫液金品位平均0.063 g/m3，电解率达到99.99%。直接作业成本低，药剂材料和动力成本仅为每吨原矿0.69元。解吸液使用次数可达33次以上，且对解吸电解时间、解吸电解率影响不大。影响解吸电解时间的主要因素为电解槽中金泥量，载金炭金品位与解吸电解时间关系不大。

摘要：
分别在20~70 ℃、硫化钠浓度20~80 g/L范围内对含锑难冶炼金矿碱性湿法脱锑过程中金的浸出动力学进行研究。结果表明：在该范围内碱性硫化钠浸出锑金矿过程中，金的表观活化能Ea=10.948 kJ/mol，表观活化能较小，表明在考察范围内，金浸出主要受反应物扩散过程控制；在碱性硫化钠浸金过程中，仅从表观速率来看该反应未达到平衡时，硫化钠在溶解金的反应中级数为3.07。

摘要：
某砂岩型铀矿床成功采用“无试剂”地浸开采，通过室内对比试验选择吸附树脂及淋洗剂。结果表明，选用201×7型强碱性阴离子交换树脂可作为该浸出液的吸附树脂，100 g/L NaNO3+5 g/L Na2CO3作为上述饱和树脂的淋洗剂。

摘要：
搅拌浸出罐是钒页岩湿法提钒浸出段主要操作单元，但在工业生产中因浸出罐流场状态的差异存在固相分布不均、罐底矿物易沉积等问题。通过改变桨叶层数、双层桨的层间距和下层桨距底高度等手段，结合计算流体力学软件FLUENT，模拟分析不同径向测点位置与轴向测点位置颗粒的速度场与浓度场分布特点。结果表明，增加桨叶层数能够有效降低浸出罐内存在的浓度梯度，促使固液两相充分混合；双层桨层间距的增大能够缓解浸出罐上方流体速度较小问题，以“合并流”为主的层间距在0.33D~0.53D时，更有利于加强桨叶间区域的固液两相接触碰撞和充分混合；双层桨的下层桨叶距底高度为0.13D~0.23D时，强化了罐底颗粒的轴向速度，有效缓解矿物颗粒在罐底沉积问题。

摘要：
采用共沉淀法先合成[Ni0.83Co0.11Mn0.06](OH)2前驱体，在纯氧气氛下经过两段高温烧结生成LiNi0.83Co0.11Mn0.06O2正极材料。通过在前驱体配锂烧结过程中加入纳米TiO2实现了Ti4+离子掺杂，经过掺杂后的Li[Ni0.83Co0.11Mn0.06]0.98Ti0.02O2正极材料在1C电流密度下的放电比容量高达185.6 mAh/g，循环100圈后容量维持在178.8 mAh/g，容量保持率高达96.33%。

摘要：
采用熔盐电解法，以SiO2粉末为阴极原料、等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐为电解质、石墨棒为电解阳极，在700 ℃、1.8 V槽电压下，经过5 h电解后，制备得到数微米长、200 nm宽的硅纳米线。讨论了电解质对阴极原料SiO2的影响。在700 ℃的熔盐中浸泡2 h后，原料物相并未改变，而微观形貌由最初的类球形颗粒转变成彼此相连的网状或泡沫状多孔体。SiO2在电解过程中生成中间产物CaSiO3，CaSiO3进一步电解后，生成成了单质硅。

摘要：
以硫酸亚铁、磷酸、氢氧化锂为原料，通过共沉淀法合成磷酸铁锂前驱体，再经过焙烧得到高倍率性能磷酸铁锂复合材料（LiFePO4/C）。研究了前驱体焙烧过程中温度对样品形貌及电化学性能的影响。结果表明：产出物相为磷酸铁锂，颗粒呈现较好的球形形貌，750 ℃煅烧得到的样品显示出最高的电化学性能，电导率为5.10 S/m，振实密度为1.19 g/cm3，在0.1C倍率下首次放电比容量达145.8 mAh/g，内阻为139.64 Ω，循环伏安曲线上下对称，有很好的循环可逆性。

摘要：
采用振荡淋洗方法对三种粒径（+2 mm、-2 mm+0.15 mm、-0.15 mm）某尾矿库周边铀污染土壤进行去污试验，选用盐酸、硝酸、柠檬酸、草酸为淋洗剂，通过控制淋洗浓度、液固比、时间、温度、混合淋洗等因素来确定较优的淋洗条件。结果表明：各淋洗剂对铀污染土壤的去污效果为草酸＞盐酸＞硝酸＞柠檬酸；当淋洗浓度大于0.5 mol/L、淋洗时间大于8 h或液固比大于10︰1时，其淋洗效果都逐渐趋于稳定；提高淋洗温度可显著提升淋洗效果；选用草酸+盐酸和草酸+硝酸两组较优混合淋洗组合对全粒径土壤进行淋洗时，土壤中铀去除率均达50%以上，总含铀量分别降至27.15、24.32 mg/kg，均达到土壤修复目标（40 mg/kg）。

摘要：
针对某钒钛磁铁矿沉钒废水中的钒被石灰直接中和导致钒资源被浪费等问题，研究了以N235萃取法从钒钛磁铁矿沉钒废水中回收钒，考察了萃取剂浓度、相比、初始pH以及反萃剂浓度等对钒萃取及反萃的影响。结果表明：沉钒废水经四级逆流萃取、五级逆流反萃，可获得钒浓度为28.83 g/L的富钒液，经水解沉钒、煅烧，可获得YB/T 5304—2017冶金98级V2O5产品，钒总回收率为96.97%。生产中可将钒浓度相近的富钒液与酸浸液合并水解沉钒，从而实现了钒金属的闭路循环，提高钒的总回收率。

摘要：
为探究Keggin离子改性凹凸棒土用于去除水溶液中Zn(Ⅱ)，采用XRD、SEM、AFM、TG和XPS技术对改性土进行表征，并利用等温吸附、动力学及热力学方程对其吸附机制进行研究。结果显示，改性土于2?为13.7°、19.9°和27.6°对应衍射面为(200)、(040)和(400)处出现了凹凸棒土的特征衍射峰。SEM分析显示其形貌为棒晶及棒晶束之间形成的聚集体。AFM表征显示该材料表面粗糙度为32.3 nm。热重分析表明改性土表面仅有少量有机物。XPS谱图分析显示Zn(Ⅱ)已成功被吸附到改性土表面上，该过程并未发生氧化还原反应。改性凹凸棒土吸附水溶液中Zn(Ⅱ)是一个自发、吸热及熵驱动的过程。采用Keggin离子改性凹凸棒土制成的廉价吸附剂可用于去除水溶液中Zn(Ⅱ)。

摘要：
黄铜矿常压浸出存在浸出缓慢等问题。当溶液中存在MnO2时，由于矿物接触间的原电池效应为黄铜矿的氧化提供更多途径，从而为提高黄铜矿浸出率带来可能。分别研究了在H2SO4溶液和H2SO4-Fe2(SO4)3溶液中，MnO2对黄铜矿浸出行为的影响。结果表明，添加MnO2能够促进黄铜矿的浸出，在浸出过程中，MnO2迅速分解。黄铜矿在浸出过程中会形成一种缺金属钝化层，这种钝化层附着在黄铜矿表面，阻碍溶液与黄铜矿的接触，阻碍了黄铜矿的浸出。

摘要：
对沉降过程中颗粒物受力、胶体荷电机理和颗粒物沉降动力学特性进行了详细分析，并对铜钴浸出矿浆和高硅锌焙砂中性浸出矿浆两种浸出矿浆性质进行了测定及对比研究，分析了矿浆中黏度的变化规律和矿物颗粒性质对沉降行为的影响。

摘要：
将工业铜渣和工业镁渣按一定比例混合后进行复合改质，对改质后混合渣进行磁选，并通过XRD、SEM分析和热力学计算对改质前后混合渣中的物相变化特征进行研究。结果表明，复合改质能够使铜渣中弱磁性富铁相铁橄榄石向强磁性镁铁尖晶石转变，并可通过磁选进行分离。碱度的降低有利于混合渣中镁铁尖晶石形成，但不利于硅酸盐相生成。本文试验范围内碱度的最佳值为2.05，在该碱度下混合渣的磁选产率和回收率分别为65.32%和79.34%，且磁选后尾渣中硅酸盐相含量相对较多。

摘要：
考察锌粉置换渣硫酸熟化浸出中，浓硫酸与置换渣酸矿体积质量比、熟化温度、熟化时间、浸出酸度对锌粉置换渣主金属镓、锗、铜、锌浸出率及浸出渣过滤性能的影响。结果表明，硫酸熟化可以解决锌粉置换渣常规浸出时硅胶造成过滤困难的问题，同时镓、铜、锌浸出率达到97%以上，锗浸出率达到70%以上，浸出渣经火法1 000 ℃以上高温还原挥发，锗挥发率达到85%以上。

摘要：
选择氯化钙为添加剂，在一定条件下发生钙与钠、钾的铝硅酸盐同晶置换，使铷形成可溶于水的碱金属氯盐。通过焙烧单因素条件试验，在添加剂量为矿物质量的1倍、950 ℃焙烧1.5 h的最优热解条件下，Rb2O回收率高于98%。

摘要：
针对难处理铀尾矿因脉石结构多而导致铀浸出率低的问题，提出微波预处理破坏脉石结构提高铀浸出率的思路。采用单因素法考察微波预处理时间对铀浸出率的影响。结果表明：微波预处理20 min时，浸出铀浓度为72.75 mg/L，铀浸出率为82.92%，较原样提高16.51个百分点。过度延长微波预处理时间，浸出率提高不显著。XRD和SEM分析表明，原样表面光滑、结构致密，20 min微波预处理矿物表面粗糙微裂纹生长发育明显，60 min微波预处理矿物晶粒生长完善。

摘要：
运用反应运移模拟软件PHT3D建立酸法地浸采铀一维模型，阐明强酸低含氧情况下地浸采铀过程中铀水解与迁移的时空演化规律。模拟结果表明，铀矿溶解后，四价铀最多，六价铀次之；矿层水溶液的pe（电位）和pH在时间上的变化与各个液相主要组分的浓度变化相关，pe和pH变化曲线的交点为液相主要组分浓度显著变化的起点；铀矿不仅会溶解也伴随着铀矿微量生成的现象，且溶解沉淀的量与位置有关。

摘要：
在环烷酸体系中，对不同混合轻稀土料液酸度、铝浓度和萃取剂皂化值条件下，一定配比混合稀土和铝的分配比D、分离系数β进行研究。结果表明，混合稀土料液酸度pH=0.5时，DAl=16，DRE=0.044 8，βAl/RE=356.9；当料液中Al2O3浓度为0.17~0.32 g/L时，氧化铝的分配比DAl>1，βAl/RE有较大值；皂化度为0.3 mol/L时，不仅能够避免由过皂化引起的乳化发生，同时稀土和铝还能够有较好的分离效果。因此高酸度、低浓度铝和低皂化度的环烷酸体系可以获得铝和混合稀土更好的分离效果和较高的分离系数。在最优工艺条件下进行稀土和铝分离萃取试验，有机相和水相较易分层，萃取反应界面基本无三相，分相极为理想，余液中铝含量小于0.011%，满足工业生产对铝含量的要求。

摘要：
在钼精矿焙烧过程中，伴生的铼易挥发进入到烟气中，采用不同设备进行钼精矿焙烧，对应的铼挥发率也不尽相同。对自热式回转窑钼精矿焙烧系统产生物料中的铼含量进行了检测，包括焙砂、烟尘和废酸等，并对影响铼挥发率的关键性影响因素进行了分析。结果表明，焙烧过程铼平均挥发率为27.3%，布袋尘中铼含量142.4 g/t，占总铼量的10.2%，废酸中铼含量7.7 mg/L，占总铼量的5.0%。焙砂的氧化程度是影响铼挥发率的关键因素，较低的布袋收尘温度是铼无法大量进入废酸的原因。

摘要：
高温高压无氰解吸电解工艺在老挝某金矿应用实践表明，该工艺解吸电解率高，贫炭金品位低，现场载金炭平均金品位5 595.22 g/t，贫炭平均金品位38.10 g/t，解吸率达到99.32%，电解后贫液金品位平均0.063 g/m3，电解率达到99.99%。直接作业成本低，药剂材料和动力成本仅为每吨原矿0.69元。解吸液使用次数可达33次以上，且对解吸电解时间、解吸电解率影响不大。影响解吸电解时间的主要因素为电解槽中金泥量，载金炭金品位与解吸电解时间关系不大。

摘要：
分别在20~70 ℃、硫化钠浓度20~80 g/L范围内对含锑难冶炼金矿碱性湿法脱锑过程中金的浸出动力学进行研究。结果表明：在该范围内碱性硫化钠浸出锑金矿过程中，金的表观活化能Ea=10.948 kJ/mol，表观活化能较小，表明在考察范围内，金浸出主要受反应物扩散过程控制；在碱性硫化钠浸金过程中，仅从表观速率来看该反应未达到平衡时，硫化钠在溶解金的反应中级数为3.07。

摘要：
某砂岩型铀矿床成功采用“无试剂”地浸开采，通过室内对比试验选择吸附树脂及淋洗剂。结果表明，选用201×7型强碱性阴离子交换树脂可作为该浸出液的吸附树脂，100 g/L NaNO3+5 g/L Na2CO3作为上述饱和树脂的淋洗剂。

摘要：
搅拌浸出罐是钒页岩湿法提钒浸出段主要操作单元，但在工业生产中因浸出罐流场状态的差异存在固相分布不均、罐底矿物易沉积等问题。通过改变桨叶层数、双层桨的层间距和下层桨距底高度等手段，结合计算流体力学软件FLUENT，模拟分析不同径向测点位置与轴向测点位置颗粒的速度场与浓度场分布特点。结果表明，增加桨叶层数能够有效降低浸出罐内存在的浓度梯度，促使固液两相充分混合；双层桨层间距的增大能够缓解浸出罐上方流体速度较小问题，以“合并流”为主的层间距在0.33D~0.53D时，更有利于加强桨叶间区域的固液两相接触碰撞和充分混合；双层桨的下层桨叶距底高度为0.13D~0.23D时，强化了罐底颗粒的轴向速度，有效缓解矿物颗粒在罐底沉积问题。

摘要：
采用共沉淀法先合成[Ni0.83Co0.11Mn0.06](OH)2前驱体，在纯氧气氛下经过两段高温烧结生成LiNi0.83Co0.11Mn0.06O2正极材料。通过在前驱体配锂烧结过程中加入纳米TiO2实现了Ti4+离子掺杂，经过掺杂后的Li[Ni0.83Co0.11Mn0.06]0.98Ti0.02O2正极材料在1C电流密度下的放电比容量高达185.6 mAh/g，循环100圈后容量维持在178.8 mAh/g，容量保持率高达96.33%。

摘要：
采用熔盐电解法，以SiO2粉末为阴极原料、等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐为电解质、石墨棒为电解阳极，在700 ℃、1.8 V槽电压下，经过5 h电解后，制备得到数微米长、200 nm宽的硅纳米线。讨论了电解质对阴极原料SiO2的影响。在700 ℃的熔盐中浸泡2 h后，原料物相并未改变，而微观形貌由最初的类球形颗粒转变成彼此相连的网状或泡沫状多孔体。SiO2在电解过程中生成中间产物CaSiO3，CaSiO3进一步电解后，生成成了单质硅。

摘要：
以硫酸亚铁、磷酸、氢氧化锂为原料，通过共沉淀法合成磷酸铁锂前驱体，再经过焙烧得到高倍率性能磷酸铁锂复合材料（LiFePO4/C）。研究了前驱体焙烧过程中温度对样品形貌及电化学性能的影响。结果表明：产出物相为磷酸铁锂，颗粒呈现较好的球形形貌，750 ℃煅烧得到的样品显示出最高的电化学性能，电导率为5.10 S/m，振实密度为1.19 g/cm3，在0.1C倍率下首次放电比容量达145.8 mAh/g，内阻为139.64 Ω，循环伏安曲线上下对称，有很好的循环可逆性。

摘要：
采用振荡淋洗方法对三种粒径（+2 mm、-2 mm+0.15 mm、-0.15 mm）某尾矿库周边铀污染土壤进行去污试验，选用盐酸、硝酸、柠檬酸、草酸为淋洗剂，通过控制淋洗浓度、液固比、时间、温度、混合淋洗等因素来确定较优的淋洗条件。结果表明：各淋洗剂对铀污染土壤的去污效果为草酸＞盐酸＞硝酸＞柠檬酸；当淋洗浓度大于0.5 mol/L、淋洗时间大于8 h或液固比大于10︰1时，其淋洗效果都逐渐趋于稳定；提高淋洗温度可显著提升淋洗效果；选用草酸+盐酸和草酸+硝酸两组较优混合淋洗组合对全粒径土壤进行淋洗时，土壤中铀去除率均达50%以上，总含铀量分别降至27.15、24.32 mg/kg，均达到土壤修复目标（40 mg/kg）。

摘要：
针对某钒钛磁铁矿沉钒废水中的钒被石灰直接中和导致钒资源被浪费等问题，研究了以N235萃取法从钒钛磁铁矿沉钒废水中回收钒，考察了萃取剂浓度、相比、初始pH以及反萃剂浓度等对钒萃取及反萃的影响。结果表明：沉钒废水经四级逆流萃取、五级逆流反萃，可获得钒浓度为28.83 g/L的富钒液，经水解沉钒、煅烧，可获得YB/T 5304—2017冶金98级V2O5产品，钒总回收率为96.97%。生产中可将钒浓度相近的富钒液与酸浸液合并水解沉钒，从而实现了钒金属的闭路循环，提高钒的总回收率。

摘要：
为探究Keggin离子改性凹凸棒土用于去除水溶液中Zn(Ⅱ)，采用XRD、SEM、AFM、TG和XPS技术对改性土进行表征，并利用等温吸附、动力学及热力学方程对其吸附机制进行研究。结果显示，改性土于2?为13.7°、19.9°和27.6°对应衍射面为(200)、(040)和(400)处出现了凹凸棒土的特征衍射峰。SEM分析显示其形貌为棒晶及棒晶束之间形成的聚集体。AFM表征显示该材料表面粗糙度为32.3 nm。热重分析表明改性土表面仅有少量有机物。XPS谱图分析显示Zn(Ⅱ)已成功被吸附到改性土表面上，该过程并未发生氧化还原反应。改性凹凸棒土吸附水溶液中Zn(Ⅱ)是一个自发、吸热及熵驱动的过程。采用Keggin离子改性凹凸棒土制成的廉价吸附剂可用于去除水溶液中Zn(Ⅱ)。

摘要：
黄铜矿常压浸出存在浸出缓慢等问题。当溶液中存在MnO2时，由于矿物接触间的原电池效应为黄铜矿的氧化提供更多途径，从而为提高黄铜矿浸出率带来可能。分别研究了在H2SO4溶液和H2SO4-Fe2(SO4)3溶液中，MnO2对黄铜矿浸出行为的影响。结果表明，添加MnO2能够促进黄铜矿的浸出，在浸出过程中，MnO2迅速分解。黄铜矿在浸出过程中会形成一种缺金属钝化层，这种钝化层附着在黄铜矿表面，阻碍溶液与黄铜矿的接触，阻碍了黄铜矿的浸出。

摘要：
对沉降过程中颗粒物受力、胶体荷电机理和颗粒物沉降动力学特性进行了详细分析，并对铜钴浸出矿浆和高硅锌焙砂中性浸出矿浆两种浸出矿浆性质进行了测定及对比研究，分析了矿浆中黏度的变化规律和矿物颗粒性质对沉降行为的影响。

摘要：
将工业铜渣和工业镁渣按一定比例混合后进行复合改质，对改质后混合渣进行磁选，并通过XRD、SEM分析和热力学计算对改质前后混合渣中的物相变化特征进行研究。结果表明，复合改质能够使铜渣中弱磁性富铁相铁橄榄石向强磁性镁铁尖晶石转变，并可通过磁选进行分离。碱度的降低有利于混合渣中镁铁尖晶石形成，但不利于硅酸盐相生成。本文试验范围内碱度的最佳值为2.05，在该碱度下混合渣的磁选产率和回收率分别为65.32%和79.34%，且磁选后尾渣中硅酸盐相含量相对较多。

摘要：
考察锌粉置换渣硫酸熟化浸出中，浓硫酸与置换渣酸矿体积质量比、熟化温度、熟化时间、浸出酸度对锌粉置换渣主金属镓、锗、铜、锌浸出率及浸出渣过滤性能的影响。结果表明，硫酸熟化可以解决锌粉置换渣常规浸出时硅胶造成过滤困难的问题，同时镓、铜、锌浸出率达到97%以上，锗浸出率达到70%以上，浸出渣经火法1 000 ℃以上高温还原挥发，锗挥发率达到85%以上。

摘要：
选择氯化钙为添加剂，在一定条件下发生钙与钠、钾的铝硅酸盐同晶置换，使铷形成可溶于水的碱金属氯盐。通过焙烧单因素条件试验，在添加剂量为矿物质量的1倍、950 ℃焙烧1.5 h的最优热解条件下，Rb2O回收率高于98%。

摘要：
针对难处理铀尾矿因脉石结构多而导致铀浸出率低的问题，提出微波预处理破坏脉石结构提高铀浸出率的思路。采用单因素法考察微波预处理时间对铀浸出率的影响。结果表明：微波预处理20 min时，浸出铀浓度为72.75 mg/L，铀浸出率为82.92%，较原样提高16.51个百分点。过度延长微波预处理时间，浸出率提高不显著。XRD和SEM分析表明，原样表面光滑、结构致密，20 min微波预处理矿物表面粗糙微裂纹生长发育明显，60 min微波预处理矿物晶粒生长完善。

摘要：
运用反应运移模拟软件PHT3D建立酸法地浸采铀一维模型，阐明强酸低含氧情况下地浸采铀过程中铀水解与迁移的时空演化规律。模拟结果表明，铀矿溶解后，四价铀最多，六价铀次之；矿层水溶液的pe（电位）和pH在时间上的变化与各个液相主要组分的浓度变化相关，pe和pH变化曲线的交点为液相主要组分浓度显著变化的起点；铀矿不仅会溶解也伴随着铀矿微量生成的现象，且溶解沉淀的量与位置有关。

摘要：
在环烷酸体系中，对不同混合轻稀土料液酸度、铝浓度和萃取剂皂化值条件下，一定配比混合稀土和铝的分配比D、分离系数β进行研究。结果表明，混合稀土料液酸度pH=0.5时，DAl=16，DRE=0.044 8，βAl/RE=356.9；当料液中Al2O3浓度为0.17~0.32 g/L时，氧化铝的分配比DAl>1，βAl/RE有较大值；皂化度为0.3 mol/L时，不仅能够避免由过皂化引起的乳化发生，同时稀土和铝还能够有较好的分离效果。因此高酸度、低浓度铝和低皂化度的环烷酸体系可以获得铝和混合稀土更好的分离效果和较高的分离系数。在最优工艺条件下进行稀土和铝分离萃取试验，有机相和水相较易分层，萃取反应界面基本无三相，分相极为理想，余液中铝含量小于0.011%，满足工业生产对铝含量的要求。

摘要：
在钼精矿焙烧过程中，伴生的铼易挥发进入到烟气中，采用不同设备进行钼精矿焙烧，对应的铼挥发率也不尽相同。对自热式回转窑钼精矿焙烧系统产生物料中的铼含量进行了检测，包括焙砂、烟尘和废酸等，并对影响铼挥发率的关键性影响因素进行了分析。结果表明，焙烧过程铼平均挥发率为27.3%，布袋尘中铼含量142.4 g/t，占总铼量的10.2%，废酸中铼含量7.7 mg/L，占总铼量的5.0%。焙砂的氧化程度是影响铼挥发率的关键因素，较低的布袋收尘温度是铼无法大量进入废酸的原因。

摘要：
高温高压无氰解吸电解工艺在老挝某金矿应用实践表明，该工艺解吸电解率高，贫炭金品位低，现场载金炭平均金品位5 595.22 g/t，贫炭平均金品位38.10 g/t，解吸率达到99.32%，电解后贫液金品位平均0.063 g/m3，电解率达到99.99%。直接作业成本低，药剂材料和动力成本仅为每吨原矿0.69元。解吸液使用次数可达33次以上，且对解吸电解时间、解吸电解率影响不大。影响解吸电解时间的主要因素为电解槽中金泥量，载金炭金品位与解吸电解时间关系不大。

摘要：
分别在20~70 ℃、硫化钠浓度20~80 g/L范围内对含锑难冶炼金矿碱性湿法脱锑过程中金的浸出动力学进行研究。结果表明：在该范围内碱性硫化钠浸出锑金矿过程中，金的表观活化能Ea=10.948 kJ/mol，表观活化能较小，表明在考察范围内，金浸出主要受反应物扩散过程控制；在碱性硫化钠浸金过程中，仅从表观速率来看该反应未达到平衡时，硫化钠在溶解金的反应中级数为3.07。

摘要：
某砂岩型铀矿床成功采用“无试剂”地浸开采，通过室内对比试验选择吸附树脂及淋洗剂。结果表明，选用201×7型强碱性阴离子交换树脂可作为该浸出液的吸附树脂，100 g/L NaNO3+5 g/L Na2CO3作为上述饱和树脂的淋洗剂。

摘要：
搅拌浸出罐是钒页岩湿法提钒浸出段主要操作单元，但在工业生产中因浸出罐流场状态的差异存在固相分布不均、罐底矿物易沉积等问题。通过改变桨叶层数、双层桨的层间距和下层桨距底高度等手段，结合计算流体力学软件FLUENT，模拟分析不同径向测点位置与轴向测点位置颗粒的速度场与浓度场分布特点。结果表明，增加桨叶层数能够有效降低浸出罐内存在的浓度梯度，促使固液两相充分混合；双层桨层间距的增大能够缓解浸出罐上方流体速度较小问题，以“合并流”为主的层间距在0.33D~0.53D时，更有利于加强桨叶间区域的固液两相接触碰撞和充分混合；双层桨的下层桨叶距底高度为0.13D~0.23D时，强化了罐底颗粒的轴向速度，有效缓解矿物颗粒在罐底沉积问题。

摘要：
采用共沉淀法先合成[Ni0.83Co0.11Mn0.06](OH)2前驱体，在纯氧气氛下经过两段高温烧结生成LiNi0.83Co0.11Mn0.06O2正极材料。通过在前驱体配锂烧结过程中加入纳米TiO2实现了Ti4+离子掺杂，经过掺杂后的Li[Ni0.83Co0.11Mn0.06]0.98Ti0.02O2正极材料在1C电流密度下的放电比容量高达185.6 mAh/g，循环100圈后容量维持在178.8 mAh/g，容量保持率高达96.33%。

摘要：
采用熔盐电解法，以SiO2粉末为阴极原料、等摩尔比的CaCl2-NaCl混合熔盐为电解质、石墨棒为电解阳极，在700 ℃、1.8 V槽电压下，经过5 h电解后，制备得到数微米长、200 nm宽的硅纳米线。讨论了电解质对阴极原料SiO2的影响。在700 ℃的熔盐中浸泡2 h后，原料物相并未改变，而微观形貌由最初的类球形颗粒转变成彼此相连的网状或泡沫状多孔体。SiO2在电解过程中生成中间产物CaSiO3，CaSiO3进一步电解后，生成成了单质硅。

摘要：
以硫酸亚铁、磷酸、氢氧化锂为原料，通过共沉淀法合成磷酸铁锂前驱体，再经过焙烧得到高倍率性能磷酸铁锂复合材料（LiFePO4/C）。研究了前驱体焙烧过程中温度对样品形貌及电化学性能的影响。结果表明：产出物相为磷酸铁锂，颗粒呈现较好的球形形貌，750 ℃煅烧得到的样品显示出最高的电化学性能，电导率为5.10 S/m，振实密度为1.19 g/cm3，在0.1C倍率下首次放电比容量达145.8 mAh/g，内阻为139.64 Ω，循环伏安曲线上下对称，有很好的循环可逆性。

摘要：
采用振荡淋洗方法对三种粒径（+2 mm、-2 mm+0.15 mm、-0.15 mm）某尾矿库周边铀污染土壤进行去污试验，选用盐酸、硝酸、柠檬酸、草酸为淋洗剂，通过控制淋洗浓度、液固比、时间、温度、混合淋洗等因素来确定较优的淋洗条件。结果表明：各淋洗剂对铀污染土壤的去污效果为草酸＞盐酸＞硝酸＞柠檬酸；当淋洗浓度大于0.5 mol/L、淋洗时间大于8 h或液固比大于10︰1时，其淋洗效果都逐渐趋于稳定；提高淋洗温度可显著提升淋洗效果；选用草酸+盐酸和草酸+硝酸两组较优混合淋洗组合对全粒径土壤进行淋洗时，土壤中铀去除率均达50%以上，总含铀量分别降至27.15、24.32 mg/kg，均达到土壤修复目标（40 mg/kg）。

摘要：
针对某钒钛磁铁矿沉钒废水中的钒被石灰直接中和导致钒资源被浪费等问题，研究了以N235萃取法从钒钛磁铁矿沉钒废水中回收钒，考察了萃取剂浓度、相比、初始pH以及反萃剂浓度等对钒萃取及反萃的影响。结果表明：沉钒废水经四级逆流萃取、五级逆流反萃，可获得钒浓度为28.83 g/L的富钒液，经水解沉钒、煅烧，可获得YB/T 5304—2017冶金98级V2O5产品，钒总回收率为96.97%。生产中可将钒浓度相近的富钒液与酸浸液合并水解沉钒，从而实现了钒金属的闭路循环，提高钒的总回收率。

摘要：
为探究Keggin离子改性凹凸棒土用于去除水溶液中Zn(Ⅱ)，采用XRD、SEM、AFM、TG和XPS技术对改性土进行表征，并利用等温吸附、动力学及热力学方程对其吸附机制进行研究。结果显示，改性土于2?为13.7°、19.9°和27.6°对应衍射面为(200)、(040)和(400)处出现了凹凸棒土的特征衍射峰。SEM分析显示其形貌为棒晶及棒晶束之间形成的聚集体。AFM表征显示该材料表面粗糙度为32.3 nm。热重分析表明改性土表面仅有少量有机物。XPS谱图分析显示Zn(Ⅱ)已成功被吸附到改性土表面上，该过程并未发生氧化还原反应。改性凹凸棒土吸附水溶液中Zn(Ⅱ)是一个自发、吸热及熵驱动的过程。采用Keggin离子改性凹凸棒土制成的廉价吸附剂可用于去除水溶液中Zn(Ⅱ)。