摘要：
使用氟化铵为脱除剂，研究了工业硫酸锰中钙、镁杂质的深度除杂工艺。通过正交试验和单因素试验研究了反应时间、氟化铵过量系数、反应温度和pH对钙、镁脱除效果的影响。结果表明，影响钙和镁脱除效果的因素依次为氟化铵过量系数、反应温度、反应时间和pH。在氟化铵过量系数为2，反应温度90 ℃，反应时间60 min和pH=4.5的条件下，钙、镁脱除率分别达到99.18%和97.05%。在反应后期加入适量的硫酸铝，不仅可以强化沉淀效果、改善过滤性能，还可以去除一部分溶液中残留的氟离子。

摘要：
以含氟氯硫酸锌溶液为原料，采用离子交换法研究氟氯离子的脱除。试验筛选出D201树脂对氟氯离子有较好的吸附和解吸性能。多级动态试验结果表明，经D201树脂处理，将Cl-浓度由原液497.61 mg/L降至58.77 mg/L，Cl-脱除率88.19%；F-浓度由原液201.17 mg/L降至178.64mg/L，F-脱除率11.98%。动态吸附后的载氟氯D201树脂，用4 mol/L硫酸液可将氟氯解吸，氟解吸率高于95%，氯解吸率高于99%。

摘要：
对铜渣展开了氧化气氛氯化焙烧—配煤还原—高温熔分回收铁的试验。结果表明，最佳氧化焙烧试验条件为：云铜渣破碎至-100 μm、NaCl配加量4%、氧化焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h；此时脱硫率达到72%；焙渣经1 100 ℃配煤还原6 h后，在1 500 ℃氮气保护下熔分0.5 h，铁还原率可以达到94%，铁中铜含量降低至0.51%，铜分离率为70.6%。

摘要：
采用“闪速焙烧—碱溶”工艺对某中低品位铝土矿脱硅，考察了焙烧温度、脱硅液固比、碱浓度、脱硅温度、脱硅时间对SiO2脱除率和Al2O3损失率的影响。结果表明，最佳单因素条件为：焙烧温度1 000 ℃、脱硅液固比L/S=10︰1、碱浓度NK=110 g/L、脱硅温度95 ℃、脱硅时间20 min，最佳条件下SiO2脱除率在46%以上，Al2O3损失率低于3%，A/S由焙烧矿的4.3提高到铝精矿的8.4。该方法可应用于拜耳溶出生产。

摘要：
采用氯化焙烧—水浸工艺从含铷0.14%的钨尾矿中浸出铷，研究了氯化剂种类、氯化剂用量、尾矿粒度、焙烧温度、焙烧时间、水浸液固质量比、水浸温度等对铷浸出率的影响。结果表明，氯化钙︰氯化钠=1︰1、添加量为尾矿质量的60%，950 ℃焙烧2 h，焙砂在室温下恒温搅拌浸出1 h，液固质量比为1.5︰１，铷浸出率达到88.6％。

摘要：
在大量铝电解槽物理场研究的基础上，中国铝业郑州有色金属研究有限公司开发了新型稳流保温铝电解槽节能技术，该技术的目标在于降低电解铝吨铝能耗。基于模拟仿真计算结果，集成铝阴极稳流优化技术、电压平衡优化技术、热场设计优化技术、工艺参数匹配优化技术，形成了新型稳流保温铝电解槽的设计准则。新型稳流保温铝电解槽节能技术自2013年起在200~500 kA系列800多台电解槽上推广实施。新型稳流保温铝电解槽稳定运行电压3.75~3.85 V，电流效率92.0%~94.0 %，吨铝直流电耗12 200~12 500 kWh。

摘要：
受高寒地区极端天气影响和换热管换热作用，氧化槽内的温度分布不均、复杂多变，甚至影响细菌氧化的效率。为探究氧化槽温度动态分布和实时变化，融合DDDAS思想提出离线—在线分离法对氧化槽温度进行实时动态精准仿真预测。首先建立氧化槽内部热量传递模型；其次针对系统参数空间高维问题，离线阶段采用POD方法确定氧化槽温度变化的主导模态，降低系统参数维度；为了解决传感器测量有效信息难的问题，在线阶段采用贪婪算法优化传感器测量位置；最后通过RKF将测量信息注入到仿真中以提高氧化槽温度的预测精度。结果表明，离线—在线分离法能够对氧化槽温度进行实时精准预测。

摘要：
采用移动密实床离子交换柱吸附—固定床离子交换柱解吸—蒸发冷却结晶等工序进行高温合金电溶液中铼的高效回收工业试验。结果表明，采用移动密实床交换柱吸附—固定床离子交换柱解吸和再生，可使整个离子交换系统连续运行；采用15BVs 8%NH4SCN溶液解吸铼时，可使流出液含铼浓度降至1 mg/L；采用20BVs 2 mol/L H2SO4溶液使树脂再生时，再生树脂对铼吸附率仍可达99.97%，且吸附后液含铼浓度可降至0.4 mg/L；采用6倍理论用量CaCl2沉钼时，钼沉淀率为99.69%；最终所得铼酸铵产品纯度达到99.99%。

摘要：
研究Nb2O5在硫酸中的溶解过程，利用溶解热力学相图，结合前期试验结果确定了氧化铌的溶解产物；通过测定H2SO4-Nb2O4SO4-H2O溶液体系电导率研究了Nb2O5在硫酸中的强化溶解机理。结果表明，溶解产物Nb2O4SO4在溶液中是以稳定的配合形式存在的，稳定常数为572，根据配位溶解理论说明配位促进了Nb2O5在酸中的溶解。

摘要：
基于赤铁矿在稀硫酸中较难溶解的特性，研究了两段金焙砂中其它元素在稀硫酸中的溶解情况，以期减轻后续焙砂酸解液制备铁化工产品过程的除杂负担。结果表明，两段金焙砂在稀硫酸浓度为12%、浸出温度90 ℃、浸出时间120 min、液固比4/1的条件下，锌可以被完全脱除，砷和镁的脱除率分别达到91.06%、96.09%以上，但铝、铜、镍的浸出率较差，分别为45.59%、48.11%、18.11%，同时铁的溶解率也达到14.38%。硫酸浓度对杂质金属浸出率影响较大，硫酸浓度越高，杂质金属进入浸出液量越多。

摘要：
通过对含有不同浓度镁杂质离子的电解液进行循环伏安测试、黏度测试及热稳定性测试，考察镁离子对电解液电化学性能及稳定性的影响。结果表明，当电解液中镁杂质离子浓度超过0.96 g/L时，电解液黏度从0.89 mm2/s增大至0.95 mm2/s，电解液中钒离子扩散系数从（2.06~3.33）×10-6 cm2/s降低至（1.30~2.11）×10-6 cm2/s，导致电极反应速率和电极反应可逆性降低；同时电解液中出现钒离子大量沉淀现象，电解液稳定性降低，严重影响钒电池的正常运行。

摘要：
在氯化装置中用气相法制备无水氯化钇，研究了氯化氢气体用量、反应温度、反应时间、料层厚度等对无水氯化钇中RECl3含量的影响。结果表明，当氯化氢气体用量为理论量1.6倍、反应温度450 ℃、反应时间36 h、料层厚度10 cm时，得到的高纯无水氯化钇中RECl3平均含量99.15%，氧化稀土的平均氯化率为97.89%，稀土平均收率为99.33%。

摘要：
以尿素沉钒制备高纯五氧化二钒，考察了沉钒时间、沉钒温度、加铵系数对沉钒过程的影响。结果表明，延长沉钒时间、提高沉钒温度、增大加铵系数，均能有效提高沉钒率和产品纯度。在沉钒时间6 h、沉钒温度98 ℃、加铵系数6.67时，沉钒率达到93.57%，纯度达到99.57%以上（氨水沉钒产品纯度仅为95.42%），且满足冶金行业标准。与氨水沉钒产物对比，尿素沉钒产物结晶度更高，形貌更完整均一。

摘要：
选用12种配方的复合盐净化处理高温合金GH4169返回料，采用不同手段分析净化后返回料合金的主要元素和氧氮含量、夹杂相的组成及形貌尺寸，研究了复合盐净化处理对GH4169返回料成分和组织的影响。研究发现，复合盐80?O3 20%Na2B4O7和50?F2 45%AlF3 5?O 微量（Al2O3 MgO）能够有效降低GH4169返回料中的氧、氮含量。经这两种复合盐净化处理后，返回料合金的主要元素含量没有明显变化，而氧含量分别降低了82.10%和96.21%、氮含量分别降低了69.10%和14.55%，均能达到甚至低于新料合金对氧、氮含量的要求。复合盐能有效吸附去除GH4169返回料合金熔体中的Al2O3和TiN，这是返回料合金中氧、氮含量降低的主要原因。

摘要：
研究了AlN陶瓷基片烧结曲线中液相烧结升温速率、保温时间、烧结温度对基片性能的影响。测定不同液相烧结升温速率下试样的翘曲度，确定最佳升温速率范围为0.2~0.5 ℃/min；同时，根据不同保温时间下试样密度的变化优选保温时间为5 h，并协调出最高烧结温度为1 830 ℃。通过对比烧结曲线优化前后AlN陶瓷基片主要性能及组织结构，结果表明烧结曲线优化后效果明显。

摘要：
以水稻土—地表水铀含量为视角，从水稻土剖面铀含量分布规律、水稻土与下伏岩体稀土元素特征、不同河流不同河段水稻土—地表水—稻米铀含量特征、水稻土与稻米铀含量关系4个方面研究721铀矿区稻米铀含量成因。结果表明，水稻土剖面铀含量从表层至半风化花岗质基岩层呈明显降低的特征，说明水稻土铀含量高的原因不是土壤母质铀含量高；岩石与水稻土稀土元素标准化模式均表现为向右倾斜型，均属轻稀土富集型，轻稀土分馏明显，表明水稻土为还原环境，吸附作用较强；不同河流不同河段水稻土—地表水—稻米铀含量平均值的特性均为上游最低、中游最高、下游次之。铀矿区地表水环境符合铀元素在水稻土中被平衡吸附的动力学条件，有利于铀元素在矿区内河流中游地区的水稻土中沉淀富集；正在采矿区水稻土与稻米铀含量具有高度的空间耦合性，呈指数正相关关系，相关系数0.749。矿区内河流沿岸稻米铀含量的分布特征是由铀元素的迁移途径决定的“采矿活动（铀尾矿露天堆放）→地表水→水稻土”。

摘要：
采用同步液相法制备纳米Fe/Ni双金属来去除溶液中的U(VI)，通过BET、SEM等方法对双金属材料进行表征分析，用批试验法研究n(Fe)/n(Ni)比、pH、初始铀浓度、反应时间和温度对去除U(VI)的影响。结果表明，铁镍双金属体系去除U(VI)的最佳pH为3.5，反应平衡时间为30 min，25 ℃时的饱和吸附量为161.91 mg/g。

摘要：
使用氟化铵为脱除剂，研究了工业硫酸锰中钙、镁杂质的深度除杂工艺。通过正交试验和单因素试验研究了反应时间、氟化铵过量系数、反应温度和pH对钙、镁脱除效果的影响。结果表明，影响钙和镁脱除效果的因素依次为氟化铵过量系数、反应温度、反应时间和pH。在氟化铵过量系数为2，反应温度90 ℃，反应时间60 min和pH=4.5的条件下，钙、镁脱除率分别达到99.18%和97.05%。在反应后期加入适量的硫酸铝，不仅可以强化沉淀效果、改善过滤性能，还可以去除一部分溶液中残留的氟离子。

摘要：
以含氟氯硫酸锌溶液为原料，采用离子交换法研究氟氯离子的脱除。试验筛选出D201树脂对氟氯离子有较好的吸附和解吸性能。多级动态试验结果表明，经D201树脂处理，将Cl-浓度由原液497.61 mg/L降至58.77 mg/L，Cl-脱除率88.19%；F-浓度由原液201.17 mg/L降至178.64mg/L，F-脱除率11.98%。动态吸附后的载氟氯D201树脂，用4 mol/L硫酸液可将氟氯解吸，氟解吸率高于95%，氯解吸率高于99%。

摘要：
对铜渣展开了氧化气氛氯化焙烧—配煤还原—高温熔分回收铁的试验。结果表明，最佳氧化焙烧试验条件为：云铜渣破碎至-100 μm、NaCl配加量4%、氧化焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h；此时脱硫率达到72%；焙渣经1 100 ℃配煤还原6 h后，在1 500 ℃氮气保护下熔分0.5 h，铁还原率可以达到94%，铁中铜含量降低至0.51%，铜分离率为70.6%。

摘要：
采用“闪速焙烧—碱溶”工艺对某中低品位铝土矿脱硅，考察了焙烧温度、脱硅液固比、碱浓度、脱硅温度、脱硅时间对SiO2脱除率和Al2O3损失率的影响。结果表明，最佳单因素条件为：焙烧温度1 000 ℃、脱硅液固比L/S=10︰1、碱浓度NK=110 g/L、脱硅温度95 ℃、脱硅时间20 min，最佳条件下SiO2脱除率在46%以上，Al2O3损失率低于3%，A/S由焙烧矿的4.3提高到铝精矿的8.4。该方法可应用于拜耳溶出生产。

摘要：
采用氯化焙烧—水浸工艺从含铷0.14%的钨尾矿中浸出铷，研究了氯化剂种类、氯化剂用量、尾矿粒度、焙烧温度、焙烧时间、水浸液固质量比、水浸温度等对铷浸出率的影响。结果表明，氯化钙︰氯化钠=1︰1、添加量为尾矿质量的60%，950 ℃焙烧2 h，焙砂在室温下恒温搅拌浸出1 h，液固质量比为1.5︰１，铷浸出率达到88.6％。

摘要：
在大量铝电解槽物理场研究的基础上，中国铝业郑州有色金属研究有限公司开发了新型稳流保温铝电解槽节能技术，该技术的目标在于降低电解铝吨铝能耗。基于模拟仿真计算结果，集成铝阴极稳流优化技术、电压平衡优化技术、热场设计优化技术、工艺参数匹配优化技术，形成了新型稳流保温铝电解槽的设计准则。新型稳流保温铝电解槽节能技术自2013年起在200~500 kA系列800多台电解槽上推广实施。新型稳流保温铝电解槽稳定运行电压3.75~3.85 V，电流效率92.0%~94.0 %，吨铝直流电耗12 200~12 500 kWh。

摘要：
受高寒地区极端天气影响和换热管换热作用，氧化槽内的温度分布不均、复杂多变，甚至影响细菌氧化的效率。为探究氧化槽温度动态分布和实时变化，融合DDDAS思想提出离线—在线分离法对氧化槽温度进行实时动态精准仿真预测。首先建立氧化槽内部热量传递模型；其次针对系统参数空间高维问题，离线阶段采用POD方法确定氧化槽温度变化的主导模态，降低系统参数维度；为了解决传感器测量有效信息难的问题，在线阶段采用贪婪算法优化传感器测量位置；最后通过RKF将测量信息注入到仿真中以提高氧化槽温度的预测精度。结果表明，离线—在线分离法能够对氧化槽温度进行实时精准预测。

摘要：
采用移动密实床离子交换柱吸附—固定床离子交换柱解吸—蒸发冷却结晶等工序进行高温合金电溶液中铼的高效回收工业试验。结果表明，采用移动密实床交换柱吸附—固定床离子交换柱解吸和再生，可使整个离子交换系统连续运行；采用15BVs 8%NH4SCN溶液解吸铼时，可使流出液含铼浓度降至1 mg/L；采用20BVs 2 mol/L H2SO4溶液使树脂再生时，再生树脂对铼吸附率仍可达99.97%，且吸附后液含铼浓度可降至0.4 mg/L；采用6倍理论用量CaCl2沉钼时，钼沉淀率为99.69%；最终所得铼酸铵产品纯度达到99.99%。

摘要：
研究Nb2O5在硫酸中的溶解过程，利用溶解热力学相图，结合前期试验结果确定了氧化铌的溶解产物；通过测定H2SO4-Nb2O4SO4-H2O溶液体系电导率研究了Nb2O5在硫酸中的强化溶解机理。结果表明，溶解产物Nb2O4SO4在溶液中是以稳定的配合形式存在的，稳定常数为572，根据配位溶解理论说明配位促进了Nb2O5在酸中的溶解。

摘要：
基于赤铁矿在稀硫酸中较难溶解的特性，研究了两段金焙砂中其它元素在稀硫酸中的溶解情况，以期减轻后续焙砂酸解液制备铁化工产品过程的除杂负担。结果表明，两段金焙砂在稀硫酸浓度为12%、浸出温度90 ℃、浸出时间120 min、液固比4/1的条件下，锌可以被完全脱除，砷和镁的脱除率分别达到91.06%、96.09%以上，但铝、铜、镍的浸出率较差，分别为45.59%、48.11%、18.11%，同时铁的溶解率也达到14.38%。硫酸浓度对杂质金属浸出率影响较大，硫酸浓度越高，杂质金属进入浸出液量越多。

摘要：
通过对含有不同浓度镁杂质离子的电解液进行循环伏安测试、黏度测试及热稳定性测试，考察镁离子对电解液电化学性能及稳定性的影响。结果表明，当电解液中镁杂质离子浓度超过0.96 g/L时，电解液黏度从0.89 mm2/s增大至0.95 mm2/s，电解液中钒离子扩散系数从（2.06~3.33）×10-6 cm2/s降低至（1.30~2.11）×10-6 cm2/s，导致电极反应速率和电极反应可逆性降低；同时电解液中出现钒离子大量沉淀现象，电解液稳定性降低，严重影响钒电池的正常运行。

摘要：
在氯化装置中用气相法制备无水氯化钇，研究了氯化氢气体用量、反应温度、反应时间、料层厚度等对无水氯化钇中RECl3含量的影响。结果表明，当氯化氢气体用量为理论量1.6倍、反应温度450 ℃、反应时间36 h、料层厚度10 cm时，得到的高纯无水氯化钇中RECl3平均含量99.15%，氧化稀土的平均氯化率为97.89%，稀土平均收率为99.33%。

摘要：
以尿素沉钒制备高纯五氧化二钒，考察了沉钒时间、沉钒温度、加铵系数对沉钒过程的影响。结果表明，延长沉钒时间、提高沉钒温度、增大加铵系数，均能有效提高沉钒率和产品纯度。在沉钒时间6 h、沉钒温度98 ℃、加铵系数6.67时，沉钒率达到93.57%，纯度达到99.57%以上（氨水沉钒产品纯度仅为95.42%），且满足冶金行业标准。与氨水沉钒产物对比，尿素沉钒产物结晶度更高，形貌更完整均一。

摘要：
选用12种配方的复合盐净化处理高温合金GH4169返回料，采用不同手段分析净化后返回料合金的主要元素和氧氮含量、夹杂相的组成及形貌尺寸，研究了复合盐净化处理对GH4169返回料成分和组织的影响。研究发现，复合盐80?O3 20%Na2B4O7和50?F2 45%AlF3 5?O 微量（Al2O3 MgO）能够有效降低GH4169返回料中的氧、氮含量。经这两种复合盐净化处理后，返回料合金的主要元素含量没有明显变化，而氧含量分别降低了82.10%和96.21%、氮含量分别降低了69.10%和14.55%，均能达到甚至低于新料合金对氧、氮含量的要求。复合盐能有效吸附去除GH4169返回料合金熔体中的Al2O3和TiN，这是返回料合金中氧、氮含量降低的主要原因。

摘要：
研究了AlN陶瓷基片烧结曲线中液相烧结升温速率、保温时间、烧结温度对基片性能的影响。测定不同液相烧结升温速率下试样的翘曲度，确定最佳升温速率范围为0.2~0.5 ℃/min；同时，根据不同保温时间下试样密度的变化优选保温时间为5 h，并协调出最高烧结温度为1 830 ℃。通过对比烧结曲线优化前后AlN陶瓷基片主要性能及组织结构，结果表明烧结曲线优化后效果明显。

摘要：
以水稻土—地表水铀含量为视角，从水稻土剖面铀含量分布规律、水稻土与下伏岩体稀土元素特征、不同河流不同河段水稻土—地表水—稻米铀含量特征、水稻土与稻米铀含量关系4个方面研究721铀矿区稻米铀含量成因。结果表明，水稻土剖面铀含量从表层至半风化花岗质基岩层呈明显降低的特征，说明水稻土铀含量高的原因不是土壤母质铀含量高；岩石与水稻土稀土元素标准化模式均表现为向右倾斜型，均属轻稀土富集型，轻稀土分馏明显，表明水稻土为还原环境，吸附作用较强；不同河流不同河段水稻土—地表水—稻米铀含量平均值的特性均为上游最低、中游最高、下游次之。铀矿区地表水环境符合铀元素在水稻土中被平衡吸附的动力学条件，有利于铀元素在矿区内河流中游地区的水稻土中沉淀富集；正在采矿区水稻土与稻米铀含量具有高度的空间耦合性，呈指数正相关关系，相关系数0.749。矿区内河流沿岸稻米铀含量的分布特征是由铀元素的迁移途径决定的“采矿活动（铀尾矿露天堆放）→地表水→水稻土”。

摘要：
采用同步液相法制备纳米Fe/Ni双金属来去除溶液中的U(VI)，通过BET、SEM等方法对双金属材料进行表征分析，用批试验法研究n(Fe)/n(Ni)比、pH、初始铀浓度、反应时间和温度对去除U(VI)的影响。结果表明，铁镍双金属体系去除U(VI)的最佳pH为3.5，反应平衡时间为30 min，25 ℃时的饱和吸附量为161.91 mg/g。

摘要：
使用氟化铵为脱除剂，研究了工业硫酸锰中钙、镁杂质的深度除杂工艺。通过正交试验和单因素试验研究了反应时间、氟化铵过量系数、反应温度和pH对钙、镁脱除效果的影响。结果表明，影响钙和镁脱除效果的因素依次为氟化铵过量系数、反应温度、反应时间和pH。在氟化铵过量系数为2，反应温度90 ℃，反应时间60 min和pH=4.5的条件下，钙、镁脱除率分别达到99.18%和97.05%。在反应后期加入适量的硫酸铝，不仅可以强化沉淀效果、改善过滤性能，还可以去除一部分溶液中残留的氟离子。

摘要：
以含氟氯硫酸锌溶液为原料，采用离子交换法研究氟氯离子的脱除。试验筛选出D201树脂对氟氯离子有较好的吸附和解吸性能。多级动态试验结果表明，经D201树脂处理，将Cl-浓度由原液497.61 mg/L降至58.77 mg/L，Cl-脱除率88.19%；F-浓度由原液201.17 mg/L降至178.64mg/L，F-脱除率11.98%。动态吸附后的载氟氯D201树脂，用4 mol/L硫酸液可将氟氯解吸，氟解吸率高于95%，氯解吸率高于99%。

摘要：
对铜渣展开了氧化气氛氯化焙烧—配煤还原—高温熔分回收铁的试验。结果表明，最佳氧化焙烧试验条件为：云铜渣破碎至-100 μm、NaCl配加量4%、氧化焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h；此时脱硫率达到72%；焙渣经1 100 ℃配煤还原6 h后，在1 500 ℃氮气保护下熔分0.5 h，铁还原率可以达到94%，铁中铜含量降低至0.51%，铜分离率为70.6%。

摘要：
采用“闪速焙烧—碱溶”工艺对某中低品位铝土矿脱硅，考察了焙烧温度、脱硅液固比、碱浓度、脱硅温度、脱硅时间对SiO2脱除率和Al2O3损失率的影响。结果表明，最佳单因素条件为：焙烧温度1 000 ℃、脱硅液固比L/S=10︰1、碱浓度NK=110 g/L、脱硅温度95 ℃、脱硅时间20 min，最佳条件下SiO2脱除率在46%以上，Al2O3损失率低于3%，A/S由焙烧矿的4.3提高到铝精矿的8.4。该方法可应用于拜耳溶出生产。

摘要：
采用氯化焙烧—水浸工艺从含铷0.14%的钨尾矿中浸出铷，研究了氯化剂种类、氯化剂用量、尾矿粒度、焙烧温度、焙烧时间、水浸液固质量比、水浸温度等对铷浸出率的影响。结果表明，氯化钙︰氯化钠=1︰1、添加量为尾矿质量的60%，950 ℃焙烧2 h，焙砂在室温下恒温搅拌浸出1 h，液固质量比为1.5︰１，铷浸出率达到88.6％。

摘要：
在大量铝电解槽物理场研究的基础上，中国铝业郑州有色金属研究有限公司开发了新型稳流保温铝电解槽节能技术，该技术的目标在于降低电解铝吨铝能耗。基于模拟仿真计算结果，集成铝阴极稳流优化技术、电压平衡优化技术、热场设计优化技术、工艺参数匹配优化技术，形成了新型稳流保温铝电解槽的设计准则。新型稳流保温铝电解槽节能技术自2013年起在200~500 kA系列800多台电解槽上推广实施。新型稳流保温铝电解槽稳定运行电压3.75~3.85 V，电流效率92.0%~94.0 %，吨铝直流电耗12 200~12 500 kWh。

摘要：
受高寒地区极端天气影响和换热管换热作用，氧化槽内的温度分布不均、复杂多变，甚至影响细菌氧化的效率。为探究氧化槽温度动态分布和实时变化，融合DDDAS思想提出离线—在线分离法对氧化槽温度进行实时动态精准仿真预测。首先建立氧化槽内部热量传递模型；其次针对系统参数空间高维问题，离线阶段采用POD方法确定氧化槽温度变化的主导模态，降低系统参数维度；为了解决传感器测量有效信息难的问题，在线阶段采用贪婪算法优化传感器测量位置；最后通过RKF将测量信息注入到仿真中以提高氧化槽温度的预测精度。结果表明，离线—在线分离法能够对氧化槽温度进行实时精准预测。

摘要：
采用移动密实床离子交换柱吸附—固定床离子交换柱解吸—蒸发冷却结晶等工序进行高温合金电溶液中铼的高效回收工业试验。结果表明，采用移动密实床交换柱吸附—固定床离子交换柱解吸和再生，可使整个离子交换系统连续运行；采用15BVs 8%NH4SCN溶液解吸铼时，可使流出液含铼浓度降至1 mg/L；采用20BVs 2 mol/L H2SO4溶液使树脂再生时，再生树脂对铼吸附率仍可达99.97%，且吸附后液含铼浓度可降至0.4 mg/L；采用6倍理论用量CaCl2沉钼时，钼沉淀率为99.69%；最终所得铼酸铵产品纯度达到99.99%。

摘要：
研究Nb2O5在硫酸中的溶解过程，利用溶解热力学相图，结合前期试验结果确定了氧化铌的溶解产物；通过测定H2SO4-Nb2O4SO4-H2O溶液体系电导率研究了Nb2O5在硫酸中的强化溶解机理。结果表明，溶解产物Nb2O4SO4在溶液中是以稳定的配合形式存在的，稳定常数为572，根据配位溶解理论说明配位促进了Nb2O5在酸中的溶解。

摘要：
基于赤铁矿在稀硫酸中较难溶解的特性，研究了两段金焙砂中其它元素在稀硫酸中的溶解情况，以期减轻后续焙砂酸解液制备铁化工产品过程的除杂负担。结果表明，两段金焙砂在稀硫酸浓度为12%、浸出温度90 ℃、浸出时间120 min、液固比4/1的条件下，锌可以被完全脱除，砷和镁的脱除率分别达到91.06%、96.09%以上，但铝、铜、镍的浸出率较差，分别为45.59%、48.11%、18.11%，同时铁的溶解率也达到14.38%。硫酸浓度对杂质金属浸出率影响较大，硫酸浓度越高，杂质金属进入浸出液量越多。

摘要：
通过对含有不同浓度镁杂质离子的电解液进行循环伏安测试、黏度测试及热稳定性测试，考察镁离子对电解液电化学性能及稳定性的影响。结果表明，当电解液中镁杂质离子浓度超过0.96 g/L时，电解液黏度从0.89 mm2/s增大至0.95 mm2/s，电解液中钒离子扩散系数从（2.06~3.33）×10-6 cm2/s降低至（1.30~2.11）×10-6 cm2/s，导致电极反应速率和电极反应可逆性降低；同时电解液中出现钒离子大量沉淀现象，电解液稳定性降低，严重影响钒电池的正常运行。

摘要：
在氯化装置中用气相法制备无水氯化钇，研究了氯化氢气体用量、反应温度、反应时间、料层厚度等对无水氯化钇中RECl3含量的影响。结果表明，当氯化氢气体用量为理论量1.6倍、反应温度450 ℃、反应时间36 h、料层厚度10 cm时，得到的高纯无水氯化钇中RECl3平均含量99.15%，氧化稀土的平均氯化率为97.89%，稀土平均收率为99.33%。

摘要：
以尿素沉钒制备高纯五氧化二钒，考察了沉钒时间、沉钒温度、加铵系数对沉钒过程的影响。结果表明，延长沉钒时间、提高沉钒温度、增大加铵系数，均能有效提高沉钒率和产品纯度。在沉钒时间6 h、沉钒温度98 ℃、加铵系数6.67时，沉钒率达到93.57%，纯度达到99.57%以上（氨水沉钒产品纯度仅为95.42%），且满足冶金行业标准。与氨水沉钒产物对比，尿素沉钒产物结晶度更高，形貌更完整均一。

摘要：
选用12种配方的复合盐净化处理高温合金GH4169返回料，采用不同手段分析净化后返回料合金的主要元素和氧氮含量、夹杂相的组成及形貌尺寸，研究了复合盐净化处理对GH4169返回料成分和组织的影响。研究发现，复合盐80?O3 20%Na2B4O7和50?F2 45%AlF3 5?O 微量（Al2O3 MgO）能够有效降低GH4169返回料中的氧、氮含量。经这两种复合盐净化处理后，返回料合金的主要元素含量没有明显变化，而氧含量分别降低了82.10%和96.21%、氮含量分别降低了69.10%和14.55%，均能达到甚至低于新料合金对氧、氮含量的要求。复合盐能有效吸附去除GH4169返回料合金熔体中的Al2O3和TiN，这是返回料合金中氧、氮含量降低的主要原因。

摘要：
研究了AlN陶瓷基片烧结曲线中液相烧结升温速率、保温时间、烧结温度对基片性能的影响。测定不同液相烧结升温速率下试样的翘曲度，确定最佳升温速率范围为0.2~0.5 ℃/min；同时，根据不同保温时间下试样密度的变化优选保温时间为5 h，并协调出最高烧结温度为1 830 ℃。通过对比烧结曲线优化前后AlN陶瓷基片主要性能及组织结构，结果表明烧结曲线优化后效果明显。

摘要：
以水稻土—地表水铀含量为视角，从水稻土剖面铀含量分布规律、水稻土与下伏岩体稀土元素特征、不同河流不同河段水稻土—地表水—稻米铀含量特征、水稻土与稻米铀含量关系4个方面研究721铀矿区稻米铀含量成因。结果表明，水稻土剖面铀含量从表层至半风化花岗质基岩层呈明显降低的特征，说明水稻土铀含量高的原因不是土壤母质铀含量高；岩石与水稻土稀土元素标准化模式均表现为向右倾斜型，均属轻稀土富集型，轻稀土分馏明显，表明水稻土为还原环境，吸附作用较强；不同河流不同河段水稻土—地表水—稻米铀含量平均值的特性均为上游最低、中游最高、下游次之。铀矿区地表水环境符合铀元素在水稻土中被平衡吸附的动力学条件，有利于铀元素在矿区内河流中游地区的水稻土中沉淀富集；正在采矿区水稻土与稻米铀含量具有高度的空间耦合性，呈指数正相关关系，相关系数0.749。矿区内河流沿岸稻米铀含量的分布特征是由铀元素的迁移途径决定的“采矿活动（铀尾矿露天堆放）→地表水→水稻土”。

摘要：
采用同步液相法制备纳米Fe/Ni双金属来去除溶液中的U(VI)，通过BET、SEM等方法对双金属材料进行表征分析，用批试验法研究n(Fe)/n(Ni)比、pH、初始铀浓度、反应时间和温度对去除U(VI)的影响。结果表明，铁镍双金属体系去除U(VI)的最佳pH为3.5，反应平衡时间为30 min，25 ℃时的饱和吸附量为161.91 mg/g。