摘要：
以细菌氧化提金废渣为原料，对其中所含的砷进行回收。分别考察了碱用量、浸出温度、液固比和浸出时间对砷浸出率的影响及溶液初始pH、钙砷摩尔比和沉淀时间对砷沉淀率的影响。通过单因素条件试验确定了浸砷的较优条件为：氢氧化钠浓度为240 g/L，反应温度60 ℃，液固比4∶1，搅拌浸出2 h。在最优条件下砷浸出率达到85%。从浸出液中沉砷的较优条件为：溶液初始pH=12.0，钙砷摩尔比2∶1，沉淀时间30 min。在优化条件下砷沉淀率达到97%以上。

摘要：
简要介绍了耗散结构理论，归纳了形成耗散结构的4个条件，运用耗散结构理论分析了微波还原焙烧低品位氧化锌矿的试验过程。得出了最佳工艺条件：活性炭加入量4.26%，微波功率630 W，加热时间10 min，锌浸出率85.36%，铁浸出率33.25%。

摘要：
研究了重金属污泥中的4种重金属离子（Cu2+、Zn2+、Pb2+、Cd2+）的回收方法，考察了酸的种类、酸浓度、温度、时间、固液比对浸出效果的影响。结果表明，4 mol/L的HNO3与750 ℃焙烧3 h后的污泥在固液比1∶20，转速600 r/min，80 ℃下反应3 h，金属离子Cu2+、Pb2+、Zn2+、Cd2+的提取率分别为：92.0%、99.5%、99.5%、99.3%。

摘要：
对201*7强碱性阴离子树脂吸附的和氰根离子进行解析试验，考察解析过程中硫酸浓度、硫酸用量、温度及时间对解析率的影响。结果表明：在30 ℃时，用30 g/L硫酸，硫酸树脂体积比为5， 30 min就可有效解析树脂上吸附的和氰根离子。氰解析率达到85%，锌解析率达到97%。

摘要：
对硫酸镍电解液的萃取净化除杂进行了系统研究。采用M5640对铜离子进行除杂的条件为：pH3.0，相比1∶1，萃取剂体积浓度15%，振荡时间5 min，在此条件下铜离子的萃取率大于99.83%，萃余液含铜已达到5N镍电解液标准要求。去除铜离子之后，采用P204对电解液进行除杂，试验条件：pH4.0，相比2∶1，萃取剂体积浓度25%，振荡时间7 min，温度20 ℃。萃余液再用P507萃取除杂，试验条件：用氢氧化钠溶液均相制皂75%，提高待萃液当中钴离子的含量至4.19 g/L，即Co/Ni为1/10，4级萃取，控制水相pH 4~5。最终萃余液中各杂质离子的含量均达到生产5N镍的电解液标准。

摘要：
对铝电解槽烟气预热阳极炭块进行研究，提出了一种烟气余热回收的思路并设计相应的工艺流程。应用热传递原理，建立余热回收热交换的数学模型，以此对余热回收的效率进行计算。结果表明，余热回收效率较低，要完全达到回收阳极余热的要求，尚需要加入外部的热源。

摘要：
采用旋转氧化铝片法研究了Na3AlF6-K3AlF6-AlF3体系的氧化铝溶解度，其中电解质组成为：K3AlF6占K3AlF6和Na3AlF6质量总和的0~50％，AlF3占23%~29％，对该范围的氧化铝溶解度提出了相关系数为0.994的经验计算公式和等氧化铝浓度图。研究结果表明：随着AlF3含量增加，氧化铝溶解度降低，AlF3含量小于25%的区域氧化铝溶解度较高；随着钾冰晶石的增加，均出现相同的趋势，氧化铝溶解度先增加后减少，在K/(K+Na)含量为10%~40%时相对较高些；为了确保氧化铝溶解度大于4%，熔体温度必须高于840 ℃，因此该复合冰晶石体系比较有潜力实现的低温电解大约850 ℃。

摘要：
考察了实验室条件下霞石石灰石的烧成温度，分析了烧成机理，同时研究核素在烧成过程中的损失。做出温度—熟料Al2O3溶出率曲线和温度—体积收缩率曲线。结果表明，该配料的烧成温度区间为1 267~1 350 ℃。烧成过程中，会伴随有少量Na2O、K2O的挥发。由于挥发产物返回备料，并最终进入熟料，因此，核素的此种少量挥发行为对核素平衡不产生影响。

摘要：
采用还原熔炼的方法从电路板铜阳极泥分银渣中回收有价金属，在最佳还原熔炼条件下(温度1 150 ℃、时间30~45 min、Na2CO3用量15%、碳粉用量15%、硼砂用量6.0%~10.0%)，还原熔炼产出的金属锭和渣分离好，金属产率达到65.2%，铅回收率97.84%，锡回收率88.88%，贵金属回收率均超过95%。

摘要：
对含铟锡烟尘进行硫酸氧压浸出提铟试验。考察了各种因素对铟浸出效果的影响。结果表明，含铟物料在液固比4∶1，硫酸初始浓度150 g/L，温度150 ℃，氧分压0.7 MPa，时间150 min的条件下进行氧压浸出，可获得93.66%的铟浸出率。

摘要：
采用硫酸循环浸出稀土磷精矿，对磷酸溶液和石膏洗液中P2O5与稀土的富集以及浸出率的情况进行研究。结果表明：在硫酸过量系数为1.03，液固比3.5∶1，时间3 h，温度75 ℃的浸出条件下，再经2次石膏洗涤后，磷酸溶液中P2O5的浓度可以富集到280 g/L，SREO的浓度可以富集到340 mg/L左右，P2O5和SREO的浸出率分别为92.46%和31.76%。

摘要：
利用碳酸氢铵做沉淀剂制备氧化铈抛光粉，通过L16(44)正交试验，研究了温度、硝酸铈浓度、滴加速度和搅拌速度对氧化铈粒度和比表面积的影响。最佳粒度制备工艺条件：60 ℃、硝酸铈浓度50 g/L、搅拌速率500 r/min、滴加速度50 mL/min。并对最佳制备工艺条件下制取的抛光粉进行粒度、形貌和抛蚀量进行研究。

摘要：
采用P、Sr、混合RE对含Si量22%~26%的过共晶铝硅合金进行变质处理，利用金相显微镜分析了单一元素变质及复合变质对合金初晶硅和共晶硅组织形态的影响。结果表明，P为初晶硅变质元素，Sr为共晶硅变质元素，RE能同时细化初晶硅和共晶硅；试验发现Sr虽然不能细化初晶硅，但对初晶硅有明显的裂解作用；P和RE复合变质使得初晶硅尺寸减小到25 μm，而加入Sr后，由于Sr对初晶硅的裂解作用，使得初晶硅的尺寸减小到15 μm，共晶硅大部分呈蠕球杆状或团球状，均匀弥散分布；试验得到了一种初晶硅和共晶硅细化效果均良好的复合变质剂。

摘要：
以细菌氧化提金废渣为原料，对其中所含的砷进行回收。分别考察了碱用量、浸出温度、液固比和浸出时间对砷浸出率的影响及溶液初始pH、钙砷摩尔比和沉淀时间对砷沉淀率的影响。通过单因素条件试验确定了浸砷的较优条件为：氢氧化钠浓度为240 g/L，反应温度60 ℃，液固比4∶1，搅拌浸出2 h。在最优条件下砷浸出率达到85%。从浸出液中沉砷的较优条件为：溶液初始pH=12.0，钙砷摩尔比2∶1，沉淀时间30 min。在优化条件下砷沉淀率达到97%以上。

摘要：
简要介绍了耗散结构理论，归纳了形成耗散结构的4个条件，运用耗散结构理论分析了微波还原焙烧低品位氧化锌矿的试验过程。得出了最佳工艺条件：活性炭加入量4.26%，微波功率630 W，加热时间10 min，锌浸出率85.36%，铁浸出率33.25%。

摘要：
研究了重金属污泥中的4种重金属离子（Cu2+、Zn2+、Pb2+、Cd2+）的回收方法，考察了酸的种类、酸浓度、温度、时间、固液比对浸出效果的影响。结果表明，4 mol/L的HNO3与750 ℃焙烧3 h后的污泥在固液比1∶20，转速600 r/min，80 ℃下反应3 h，金属离子Cu2+、Pb2+、Zn2+、Cd2+的提取率分别为：92.0%、99.5%、99.5%、99.3%。

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对201*7强碱性阴离子树脂吸附的和氰根离子进行解析试验，考察解析过程中硫酸浓度、硫酸用量、温度及时间对解析率的影响。结果表明：在30 ℃时，用30 g/L硫酸，硫酸树脂体积比为5， 30 min就可有效解析树脂上吸附的和氰根离子。氰解析率达到85%，锌解析率达到97%。

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对硫酸镍电解液的萃取净化除杂进行了系统研究。采用M5640对铜离子进行除杂的条件为：pH3.0，相比1∶1，萃取剂体积浓度15%，振荡时间5 min，在此条件下铜离子的萃取率大于99.83%，萃余液含铜已达到5N镍电解液标准要求。去除铜离子之后，采用P204对电解液进行除杂，试验条件：pH4.0，相比2∶1，萃取剂体积浓度25%，振荡时间7 min，温度20 ℃。萃余液再用P507萃取除杂，试验条件：用氢氧化钠溶液均相制皂75%，提高待萃液当中钴离子的含量至4.19 g/L，即Co/Ni为1/10，4级萃取，控制水相pH 4~5。最终萃余液中各杂质离子的含量均达到生产5N镍的电解液标准。

摘要：
对铝电解槽烟气预热阳极炭块进行研究，提出了一种烟气余热回收的思路并设计相应的工艺流程。应用热传递原理，建立余热回收热交换的数学模型，以此对余热回收的效率进行计算。结果表明，余热回收效率较低，要完全达到回收阳极余热的要求，尚需要加入外部的热源。

摘要：
采用旋转氧化铝片法研究了Na3AlF6-K3AlF6-AlF3体系的氧化铝溶解度，其中电解质组成为：K3AlF6占K3AlF6和Na3AlF6质量总和的0~50％，AlF3占23%~29％，对该范围的氧化铝溶解度提出了相关系数为0.994的经验计算公式和等氧化铝浓度图。研究结果表明：随着AlF3含量增加，氧化铝溶解度降低，AlF3含量小于25%的区域氧化铝溶解度较高；随着钾冰晶石的增加，均出现相同的趋势，氧化铝溶解度先增加后减少，在K/(K+Na)含量为10%~40%时相对较高些；为了确保氧化铝溶解度大于4%，熔体温度必须高于840 ℃，因此该复合冰晶石体系比较有潜力实现的低温电解大约850 ℃。

摘要：
考察了实验室条件下霞石石灰石的烧成温度，分析了烧成机理，同时研究核素在烧成过程中的损失。做出温度—熟料Al2O3溶出率曲线和温度—体积收缩率曲线。结果表明，该配料的烧成温度区间为1 267~1 350 ℃。烧成过程中，会伴随有少量Na2O、K2O的挥发。由于挥发产物返回备料，并最终进入熟料，因此，核素的此种少量挥发行为对核素平衡不产生影响。

摘要：
采用还原熔炼的方法从电路板铜阳极泥分银渣中回收有价金属，在最佳还原熔炼条件下(温度1 150 ℃、时间30~45 min、Na2CO3用量15%、碳粉用量15%、硼砂用量6.0%~10.0%)，还原熔炼产出的金属锭和渣分离好，金属产率达到65.2%，铅回收率97.84%，锡回收率88.88%，贵金属回收率均超过95%。

摘要：
对含铟锡烟尘进行硫酸氧压浸出提铟试验。考察了各种因素对铟浸出效果的影响。结果表明，含铟物料在液固比4∶1，硫酸初始浓度150 g/L，温度150 ℃，氧分压0.7 MPa，时间150 min的条件下进行氧压浸出，可获得93.66%的铟浸出率。

摘要：
采用硫酸循环浸出稀土磷精矿，对磷酸溶液和石膏洗液中P2O5与稀土的富集以及浸出率的情况进行研究。结果表明：在硫酸过量系数为1.03，液固比3.5∶1，时间3 h，温度75 ℃的浸出条件下，再经2次石膏洗涤后，磷酸溶液中P2O5的浓度可以富集到280 g/L，SREO的浓度可以富集到340 mg/L左右，P2O5和SREO的浸出率分别为92.46%和31.76%。

摘要：
利用碳酸氢铵做沉淀剂制备氧化铈抛光粉，通过L16(44)正交试验，研究了温度、硝酸铈浓度、滴加速度和搅拌速度对氧化铈粒度和比表面积的影响。最佳粒度制备工艺条件：60 ℃、硝酸铈浓度50 g/L、搅拌速率500 r/min、滴加速度50 mL/min。并对最佳制备工艺条件下制取的抛光粉进行粒度、形貌和抛蚀量进行研究。

摘要：
采用P、Sr、混合RE对含Si量22%~26%的过共晶铝硅合金进行变质处理，利用金相显微镜分析了单一元素变质及复合变质对合金初晶硅和共晶硅组织形态的影响。结果表明，P为初晶硅变质元素，Sr为共晶硅变质元素，RE能同时细化初晶硅和共晶硅；试验发现Sr虽然不能细化初晶硅，但对初晶硅有明显的裂解作用；P和RE复合变质使得初晶硅尺寸减小到25 μm，而加入Sr后，由于Sr对初晶硅的裂解作用，使得初晶硅的尺寸减小到15 μm，共晶硅大部分呈蠕球杆状或团球状，均匀弥散分布；试验得到了一种初晶硅和共晶硅细化效果均良好的复合变质剂。

摘要：
以细菌氧化提金废渣为原料，对其中所含的砷进行回收。分别考察了碱用量、浸出温度、液固比和浸出时间对砷浸出率的影响及溶液初始pH、钙砷摩尔比和沉淀时间对砷沉淀率的影响。通过单因素条件试验确定了浸砷的较优条件为：氢氧化钠浓度为240 g/L，反应温度60 ℃，液固比4∶1，搅拌浸出2 h。在最优条件下砷浸出率达到85%。从浸出液中沉砷的较优条件为：溶液初始pH=12.0，钙砷摩尔比2∶1，沉淀时间30 min。在优化条件下砷沉淀率达到97%以上。

摘要：
简要介绍了耗散结构理论，归纳了形成耗散结构的4个条件，运用耗散结构理论分析了微波还原焙烧低品位氧化锌矿的试验过程。得出了最佳工艺条件：活性炭加入量4.26%，微波功率630 W，加热时间10 min，锌浸出率85.36%，铁浸出率33.25%。

摘要：
研究了重金属污泥中的4种重金属离子（Cu2+、Zn2+、Pb2+、Cd2+）的回收方法，考察了酸的种类、酸浓度、温度、时间、固液比对浸出效果的影响。结果表明，4 mol/L的HNO3与750 ℃焙烧3 h后的污泥在固液比1∶20，转速600 r/min，80 ℃下反应3 h，金属离子Cu2+、Pb2+、Zn2+、Cd2+的提取率分别为：92.0%、99.5%、99.5%、99.3%。

摘要：
对201*7强碱性阴离子树脂吸附的和氰根离子进行解析试验，考察解析过程中硫酸浓度、硫酸用量、温度及时间对解析率的影响。结果表明：在30 ℃时，用30 g/L硫酸，硫酸树脂体积比为5， 30 min就可有效解析树脂上吸附的和氰根离子。氰解析率达到85%，锌解析率达到97%。

摘要：
对硫酸镍电解液的萃取净化除杂进行了系统研究。采用M5640对铜离子进行除杂的条件为：pH3.0，相比1∶1，萃取剂体积浓度15%，振荡时间5 min，在此条件下铜离子的萃取率大于99.83%，萃余液含铜已达到5N镍电解液标准要求。去除铜离子之后，采用P204对电解液进行除杂，试验条件：pH4.0，相比2∶1，萃取剂体积浓度25%，振荡时间7 min，温度20 ℃。萃余液再用P507萃取除杂，试验条件：用氢氧化钠溶液均相制皂75%，提高待萃液当中钴离子的含量至4.19 g/L，即Co/Ni为1/10，4级萃取，控制水相pH 4~5。最终萃余液中各杂质离子的含量均达到生产5N镍的电解液标准。

摘要：
对铝电解槽烟气预热阳极炭块进行研究，提出了一种烟气余热回收的思路并设计相应的工艺流程。应用热传递原理，建立余热回收热交换的数学模型，以此对余热回收的效率进行计算。结果表明，余热回收效率较低，要完全达到回收阳极余热的要求，尚需要加入外部的热源。

摘要：
采用旋转氧化铝片法研究了Na3AlF6-K3AlF6-AlF3体系的氧化铝溶解度，其中电解质组成为：K3AlF6占K3AlF6和Na3AlF6质量总和的0~50％，AlF3占23%~29％，对该范围的氧化铝溶解度提出了相关系数为0.994的经验计算公式和等氧化铝浓度图。研究结果表明：随着AlF3含量增加，氧化铝溶解度降低，AlF3含量小于25%的区域氧化铝溶解度较高；随着钾冰晶石的增加，均出现相同的趋势，氧化铝溶解度先增加后减少，在K/(K+Na)含量为10%~40%时相对较高些；为了确保氧化铝溶解度大于4%，熔体温度必须高于840 ℃，因此该复合冰晶石体系比较有潜力实现的低温电解大约850 ℃。

摘要：
考察了实验室条件下霞石石灰石的烧成温度，分析了烧成机理，同时研究核素在烧成过程中的损失。做出温度—熟料Al2O3溶出率曲线和温度—体积收缩率曲线。结果表明，该配料的烧成温度区间为1 267~1 350 ℃。烧成过程中，会伴随有少量Na2O、K2O的挥发。由于挥发产物返回备料，并最终进入熟料，因此，核素的此种少量挥发行为对核素平衡不产生影响。

摘要：
采用还原熔炼的方法从电路板铜阳极泥分银渣中回收有价金属，在最佳还原熔炼条件下(温度1 150 ℃、时间30~45 min、Na2CO3用量15%、碳粉用量15%、硼砂用量6.0%~10.0%)，还原熔炼产出的金属锭和渣分离好，金属产率达到65.2%，铅回收率97.84%，锡回收率88.88%，贵金属回收率均超过95%。

摘要：
对含铟锡烟尘进行硫酸氧压浸出提铟试验。考察了各种因素对铟浸出效果的影响。结果表明，含铟物料在液固比4∶1，硫酸初始浓度150 g/L，温度150 ℃，氧分压0.7 MPa，时间150 min的条件下进行氧压浸出，可获得93.66%的铟浸出率。

摘要：
采用硫酸循环浸出稀土磷精矿，对磷酸溶液和石膏洗液中P2O5与稀土的富集以及浸出率的情况进行研究。结果表明：在硫酸过量系数为1.03，液固比3.5∶1，时间3 h，温度75 ℃的浸出条件下，再经2次石膏洗涤后，磷酸溶液中P2O5的浓度可以富集到280 g/L，SREO的浓度可以富集到340 mg/L左右，P2O5和SREO的浸出率分别为92.46%和31.76%。

摘要：
利用碳酸氢铵做沉淀剂制备氧化铈抛光粉，通过L16(44)正交试验，研究了温度、硝酸铈浓度、滴加速度和搅拌速度对氧化铈粒度和比表面积的影响。最佳粒度制备工艺条件：60 ℃、硝酸铈浓度50 g/L、搅拌速率500 r/min、滴加速度50 mL/min。并对最佳制备工艺条件下制取的抛光粉进行粒度、形貌和抛蚀量进行研究。

摘要：
采用P、Sr、混合RE对含Si量22%~26%的过共晶铝硅合金进行变质处理，利用金相显微镜分析了单一元素变质及复合变质对合金初晶硅和共晶硅组织形态的影响。结果表明，P为初晶硅变质元素，Sr为共晶硅变质元素，RE能同时细化初晶硅和共晶硅；试验发现Sr虽然不能细化初晶硅，但对初晶硅有明显的裂解作用；P和RE复合变质使得初晶硅尺寸减小到25 μm，而加入Sr后，由于Sr对初晶硅的裂解作用，使得初晶硅的尺寸减小到15 μm，共晶硅大部分呈蠕球杆状或团球状，均匀弥散分布；试验得到了一种初晶硅和共晶硅细化效果均良好的复合变质剂。