为提高采掘机构滚筒的工作性能，采用离散单元法对不同工况下滚筒的切削过程进行了数值模拟。采用单因素分析法和正交试验法分析了切削厚度、转速、牵引速度对切削阻力、产能及比能耗的影响，以滚筒的切削阻力和比能耗为评价指标，利用矩阵分析法获得了最佳的滚筒工作参数。结果表明，随着切削厚度增加，切削阻力和产能均增大，比能耗减小；随着转速增加，切削阻力和产能均减小，比能耗增大；随着牵引速度增加，切削阻力、产能均增大，比能耗减小。滚筒最佳工作参数为：切削厚度50 mm、转速100 r/min、牵引速度0.06 m/s。

为明确气力输送中变径管几何参数对管道中颗粒流动特性的影响规律，采用CFD-DEM耦合方法对5种不同变径比和变径长度的水平变径管进行了数值模拟，探讨了变径比、变径长度等几何参数对变径管中颗粒速度、压力损失以及弗劳德数的影响规律。结果表明，变径管可以降低颗粒速度，且随着变径长度和变径比增大，变径管中颗粒速度均呈现先增大后减小的趋势；变径管可以降低管道压降，增大变径比和变径长度，管道中压力损失增大；变径比越大，变径后管道中弗劳德数越小；变径长度越长，弗劳德数下降越慢。

为了提高露天矿山爆破参数选取精度，基于采场生产成本建立了露天台阶爆破参数数学模型，并利用改进的麻雀搜索算法对爆破参数进行优化。结果表明，改进的麻雀搜索算法用于爆破参数优化，有效改善了露天矿台阶爆破的效果，提高了采矿施工效率。以西藏玉龙矿业为例，通过优化最终得出该矿的爆破参数为：孔间距a=6.2 m、排距b=4.9 m、炸药单耗q=0.32 kg/t，在该参数条件下，采场生产成本为11.06元/t，采场生产成本降低了7.5%，大块率控制在10%以内。

取某尾砂制备不同质量浓度、灰砂比的尾砂料浆，采用Brookfield R/S+型流变仪对尾砂充填料浆流变特性进行研究。结果表明，室温条件下，膏体料浆质量浓度对膏体流变特性的影响强于料浆灰砂比，且料浆浓度低于64%时，灰砂比对流变特性的影响甚微。料浆浓度增大，其屈服应力和黏度呈指数增长，料浆浓度68%时增长最快。料浆灰砂比增大，其屈服应力和黏度呈近似线性增长。以料浆浓度、灰砂比、级配和温度为变量进行试验，研究以上变量对料浆流变特性的影响，并根据试验数据使用XGBoost对流变参数进行预测，预测结果与实际值相对误差以及均方差均在合理范围内，证实了预测模型的准确性。

为研究变径管管径、长度和安装位置对料浆自流输送满管率的影响规律，自主设计研发了一套小型变径环管试验装置，测试不同变径管条件下料浆自流输送的水力坡度及满管率，并利用皮尔森相关分析法探究各因素对满管率的影响程度。结果表明，满管率与变径管管径存在极显著负相关关系，随着管径减小呈指数型增长，管径小于50 mm时满管率急剧增长；满管率与变径管长度存在显著正相关关系，随着长度增加呈线性增长；变径管在水平管段安装位置的变化对满管率影响很小，可忽略。

以铜绿山试验采场为例，采用九孔掏槽爆破法，结合现场实际情况，并利用补偿空间理论、裂隙区理论等对中深孔爆破掏槽方式进行研究，优化其首圈掏槽爆破炮孔布置方式，并利用LS-DYNA软件建立了4种首圈炮孔布置方式模型，进行爆破仿真计算，利用RHT本构模型模拟岩石爆破效果。结果表明，空孔数量越多（即补偿空间越大），掏槽区爆破效果越好；空孔位置的均匀程度（即补偿空间的均匀程度）也会影响爆破效果。现场试验所得爆后槽区断面与高度均满足设计要求，证实首圈掏槽爆破炮孔布置方式合理。

为提高富水隧道条件下台阶法施工效率，以小麻柳尾矿库主隧道工程为例，根据工程实际情况构建三维数字模型，进行流固耦合分析，分别模拟长台阶法、短台阶法以及微台阶法隧道施工过程。在此基础上，根据施工后隧道渗流场、位移场、应力场及塑性区分布情况分析不同台阶法施工效果，以CRITIC算法对其进行综合评价。结果表明，微台阶法更适于富水条件下隧道工程施工，其次为长台阶法，短台阶法施工效果较差。

依托广州地铁琶洲站深基坑项目，采用FLAC^3D有限元软件对基坑开挖进行数值模拟，基于基坑工程周围土体的应力状态制定不同应力路径剪切试验方案，研究了不同应力路径条件对土体力学性状的影响。结果表明，应力路径可对土体的应力-应变关系、孔隙压力、抗剪强度指标产生较大影响；考虑基坑卸荷应力路径土体的抗剪强度低于常规试验所得土体抗剪强度。

某场地中部斜坡地带分布较厚的崩滑堆积体，边坡开挖易诱发堆积体失稳，形成不稳定斜坡。通过室内试验、反演分析确定崩滑堆积体的物理力学参数，根据场地环境条件及岩土层分布特征，采用软件模拟分析了斜坡在不同工况下的整体和局部稳定性及变形特征，综合评价了场地中部斜坡的稳定性和发展趋势。基于稳定性分析和评价结果，提出了相应的防治建议。

针对白音诺尔铅锌矿爆破大块率高的问题，应用ANSYS/LS-DYNA软件对扇形中深孔爆破时炸药单耗和排间延时进行数值模拟分析。依据Von Mises屈服准则，分析记录单元有效应力、振速峰值和岩石损伤面积，结果表明，炸药单耗1.16 kg/m³和排间延时100 ms时记录单元的有效应力、振速峰值和岩石损伤面积均满足设计要求。将优化后的炸药单耗和排间延时应用于现场爆破，采用交错布孔的方式，实施空间交错装药结构，对爆后爆堆采用Split-Desktop 4.0进行块度分析，结果显示，爆破大块率降至4.34%，爆破大块度问题得到有效控制。

某低品位萤石重晶石共生矿含萤石21.2%、重晶石41.7%，二者嵌连关系紧密、可浮性相近，浮选分离难度较大。针对矿石性质特点，采用优先浮选萤石工艺，经一粗七精浮选闭路流程试验可获得产率15.60%、CaF₂品位97.36%、回收率70.43%的高品质萤石精矿，精矿中BaSO₄含量仅0.77%。在浮选过程中通过利用无机抑制剂与有机抑制剂之间的协同作用，强化了对重晶石的抑制作用，显著提高了捕收剂对萤石的选择性，实现了萤石与重晶石的高效分离。

对某铜品位0.75%的微细粒难选铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-铜粗精矿再磨精选的联合流程，闭路试验获得了铜品位23.57%、铜回收率83.23%的铜精矿。

研究了油酸钠体系下抑制剂马来酸-丙烯酸共聚物（PMAA）在浮选分离重晶石与萤石中的作用与机理。单矿物浮选试验结果表明，油酸钠对重晶石与萤石均具有很好的捕收性能，PMAA对萤石具有显著的选择性抑制作用；人工混合矿浮选结果证实了油酸钠体系下PMAA能实现重晶石与萤石的分离。Zeta电位测试结果表明，PMAA能阻碍油酸钠在萤石表面吸附，但不能阻碍油酸钠在重晶石表面吸附；XPS分析结果表明，PMAA在重晶石表面没有发生有效吸附，但PMAA能通过其分子中的羧基与萤石表面钙离子作用，在萤石表面发生化学吸附，从而实现油酸钠浮选重晶石过程中对萤石的选择性抑制。

以湖南郴州某多金属尾矿为研究对象，提出了尾矿组分宏量分质分离与综合利用方法，首先通过磁选分选出铁铝质矿物，然后采用油酸钠为捕收剂、碳酸钠为调整剂、GLY-Ⅲ和六偏磷酸钠为抑制剂，经过“一粗两扫七精”浮选工艺流程，分选非磁性矿物得到钙质矿物和硅质矿物。获得的铁铝质矿物中石榴石含量为40.17%，回收率为94.08%；钙质矿物中钙品位为58.00%，回收率为50.29%，其中萤石含量达到了76.47%；硅质矿物中硅品位为27.96%，回收率超过99%。3种产品可以满足制备凝胶材料、烧制陶瓷化骨料等不同建材化需求，为尾矿的高消纳利用提供了新的方法和思路。

针对国外某低品位硫化铜镍矿中镍黄铁矿、黄铜矿与磁黄铁矿三者嵌布关系密切、共生关系复杂、含镁硅酸盐矿物含量高等选矿难点，开展了选矿试验研究。结果表明，对镍品位0.50%、铜品位0.20%的原矿，采用原矿粗磨-中矿细磨-铜镍混合浮选工艺，通过选择性磨矿和添加高效抑制剂CMC，避免了铜、镍矿物的过粉碎和实现了对含镁硅酸盐矿物的选择性抑制，闭路试验获得了镍品位9.70%、铜品位4.75%，镍、铜回收率分别为68.99%、79.85%的铜镍精矿，实现了铜、镍资源的有效回收。

为从某选钛厂尾矿中有效回收钛资源、提高原矿相对利用率，对TiO₂品位5.81%的选钛厂入库尾矿进行了选矿工艺研究，制定了重选-磁选工艺流程，并研究了磁选过程中磁场强度，重选过程中上升水流量、给矿速度、给矿浓度等对钛铁矿选别指标的影响。结果表明，经+38 μm粒级重选，-38 μm粒级分级底流重选、分级溢流磁选的重选-磁选联合工艺选别，能够获得TiO₂品位16.08%、回收率62.63%的粗精矿，抛出产率77.41%、TiO₂品位2.39%的尾矿，大大减少了后续浮选流程入矿量。

采用纯矿物浮选、Zeta电位和接触角测试等方法研究了溶解离子Ca²⁺、Mg²⁺、SO₄^2-、PO₄^3-对白云石和氟磷灰石浮选及表面性质的影响。结果表明，溶解离子会明显改变白云石和氟磷灰石的可浮性、表面电性和表面润湿性。Ca²⁺、Mg²⁺、SO₄^2-、PO₄^3-会降低白云石和氟磷灰石的接触角，导致其疏水性减弱，使其上浮率降低。Ca²⁺、Mg²⁺会使白云石和氟磷灰石表面Zeta电位升高，SO₄^2-、PO₄^3-会降低矿物Zeta电位。研究可为下一步有针对性地去除磷矿浮选中有害离子提供参考。

针对酒钢0～15 mm粉矿生产中存在的精矿铁品位低、金属回收率低的问题，进行了预选抛尾、改善磨选流程以及尾矿选择性絮凝磁种磁化强化回收试验研究。结果表明，预选抛尾能有效抛除影响选别指标的围岩、脉石从而提高磨选原矿品位；粗选精矿塔磨处理能减少过磨现象，在精矿品位相近的情况下，回收率提高了5.32个百分点；磁选尾矿选择性絮凝磁种磁化处理能进一步提高金属回收率并降低尾矿铁品位。全流程最终可获得精矿TFe品位48.29%、回收率82.90%的指标。扫描电镜和红外光谱表征结果表明，苛性淀粉能在目的矿物与磁种间建立架桥，苛性淀粉与目的矿物之间的吸附主要为化学吸附和氢键，这使得磁性絮团中脉石矿物夹杂减少，能在保证精矿铁品位的同时大幅提高铁回收率。

针对太钢峨口铁矿资源及生产现状，开展了二段磁选精矿提铁降杂试验研究，采用磨矿-弱磁选-反浮选流程，可获得产率76.33%、TFe品位69.93%、回收率93.08%、SiO₂含量1.63%的高品质铁精矿。

对河南栾川某难选白钨矿进行了矿石性质及可选性试验研究。结果表明，该透辉石石榴子石矽卡岩型钼钨矿中WO₃品位0.067 2%，主要以白钨矿形式存在，矿石易泥化和钙质脉石含量较高不利于白钨矿回收。对钼浮选尾矿进行白钨矿浮选，在pH值调整剂碳酸钠用量1 500 g/t、抑制剂水玻璃和SG用量分别为600 g/t和40 g/t、捕收剂FX-6用量400 g/t条件下，粗选段闭路试验可获得WO₃品位1.472%、WO₃回收率83.54%的白钨粗精矿；精选段闭路试验可获得WO₃品位31.92%、作业回收率95.71%的白钨精矿。抑制剂水玻璃和SG的组合使用有效提升了该难选白钨矿的回收效率，为后续大规模工业生产创造了有利条件。

针对灵宝黄金某冶炼厂焙烧金精矿浸出流程矿物单体解离度不够、浸出指标不理想的问题，首次将艾砂磨机应用于焙烧矿细磨领域。结果表明，采用艾砂磨机开路细磨，将焙烧滤饼造浆细磨至-38 μm粒级占96%后氰化浸出，尾渣金品位由1.72 g/t降至1.42 g/t，综合经济效益增加815.68万元/年。

研究了某遗留锌冶炼场地土壤中重金属的污染特征，结合模拟实验探讨了土壤中针铁矿对Cd迁移的影响机制。结果表明，锌冶炼场地土壤中As、Cd、Cu、Hg、Pb几何均值依次为15.9、1.52、62.1、0.108和167 mg/kg，Cd含量均值为湖南省土壤背景值的11.7倍。场地土壤中Cd具有较强的迁移性，下渗迁移可达6 m甚至更深。随机森林模型分析结果表明，土壤中Cd迁移主要受针铁矿和粉砂影响。土壤中针铁矿可以吸附Cd并进行迁移，淋滤液pH值和离子强度明显影响土壤中针铁矿对Cd的迁移作用。当淋滤液pH=6、离子强度1 mmol/L时，37.6%的Cd随针铁矿携带下渗迁移。通过调控土壤pH值和盐基离子浓度改变土壤中针铁矿对Cd迁移的影响，可以实现锌冶炼场地土壤中Cd等重金属污染的风险管控。

以干法离心粒化的铜渣颗粒为氧载体，进行了铜渣吸氧和释氧反应的热力学分析和实验研究，考察了氧化温度、还原温度、铜渣粒径及CaO加入等对铜渣物相组成的影响。结果表明，铜渣中铁氧化物的释氧反应过程和吸氧反应过程都是逐级进行的；粒化后的铜渣颗粒均具备一定的吸氧和释氧能力；提高氧化和还原温度均有利于铜渣中铁氧化物释氧反应和吸氧反应的进行；铜渣粒径越小，越利于FeO及Fe₃O₄吸氧反应的进行；加入CaO有利于铜渣释氧反应的进行。

采用硅热法提取黄磷，通过热力学计算，明晰了硅热法提磷的主要化学反应以及反应吉布斯自由能，并通过实际试验验证了工艺流程的可行性。结果表明，硅热法提磷主反应为：2（3CaO·P₂O₅）+5Si+SiO₂ ==== 2P₂（g）+6CaO·SiO₂；真空度对反应起正向作用，反应体系压强越低，反应吉布斯自由能越小，硅热还原反应越容易发生；提高温度可促使反应正向进行，相同温度下适当延长还原时间，可提高反应还原率；常压下1 250 ℃反应2.5 h，硅热法提磷可得到纯度95.03%的粗磷（黄麟），干渣残磷量为1.45%。硅热法制备黄磷过程中采用硅质还原剂，避免了焦炭的使用，符合低碳发展战略。

针对高硫酸浓度且铁、砷以高价态Fe³⁺、As⁵⁺形式存在的酸浸液，采用硫化砷渣为沉铜剂沉铜。首先开展了不同酸浓度下单一Cu²⁺、Fe³⁺溶液中硫化砷渣加入量实验，在此基础上再进行了实际酸浸液沉铜、浸出砷实验。结果表明，采用硫化砷渣沉铜时，首先发生Fe³⁺与S^2-的氧化还原反应，其次是As⁵⁺与S^2-的氧化还原反应，最后是Cu²⁺的硫化沉淀反应；硫化砷渣加入量为理论量的1.4倍时，沉铜率较高，但砷溶出率较低。

采用交互正交试验法，以铁矿粉流态化还原产物的金属化率为因变量，选取还原温度、还原时间、气体线速度和还原压力为自变量，通过极差和方差分析探究了各操作参数及其交互作用对铁矿粉流态化还原的影响。结果表明，4个因素以及因素间的交互作用对铁矿粉流态化还原产物金属化率影响的大小顺序为：还原温度>气体线速度>还原时间>还原压力>还原温度与气体线速度交互作用>还原温度与还原压力交互作用>还原时间与气体线速度的交互作用>还原压力与气体线速度交互作用>还原温度与还原时间的交互作用>还原压力与还原时间交互作用；较高的还原温度有助于晶须之间的结合、形成更致密的结构；较高的气体线速度改善了流态化还原反应的动力学条件，有助于铁矿粉流态化还原。

对白钨矿的湿法冶金分解工艺进行了概述，对盐酸分解法、苏打烧结法、苏打压煮法、氢氧化钠分解法、氟盐分解法、硫磷混酸协同分解法、石灰烧结转化-碳铵分解法以及其他分解方法的优缺点进行了分析，指出氟盐分解法、苏打压煮法、硫磷混酸协同分解法将逐步成为主流的白钨矿分解工艺。

采用硫磺还原焙烧-硫酸浸出处理电解锰阳极泥（EMAS），实现其中锰、铅分离。研究了焙烧过程中焙烧温度、硫磺与锰物质的量比、焙烧时间、EMAS粒径以及浸出过程中搅拌速度、浸出温度、浸出时间、固液比及硫酸浓度对锰、铅分离的影响。结果表明，焙烧优化条件为：焙烧温度550 ℃、硫磺与锰物质的量比1∶1、焙烧时间50 min、EMAS粒径-0.177 mm，酸浸优化条件为：搅拌转速350 r/min、浸出温度40 ℃、浸出时间20 min、固液比1∶20、硫酸浓度2.5 mol/L，此条件下阳极泥中锰浸出率达97.4%（滤液中锰离子浓度为38.84 g/L），浸出渣中Pb含量达45.26%，有效实现了锰与铅的分离。

通过热力学分析，揭示了铜镍电镀污泥还原硫化熔炼低冰镍过程中主要金属的物相演变规律，分析了还原硫化熔炼过程的主要影响因素。经热力学理论计算可知，电镀污泥铜和镍品位分别为6%和4%时，采用硫石膏作为硫化剂，硫实际用量为理论用量的2.0倍，熔炼气氛P（CO）/［P（CO）+P（CO₂）］=50%，预期产出低冰镍的品位（Cu+Ni）为57.2%，渣中铜和镍品位均低于0.2%，铜和镍直收率分别可达99.89%和96.59%，固硫率77.20%。铜镍污泥高温硫化熔炼低冰镍工业应用结果表明，与常规湿法回收工艺相比，该工艺金属回收率更高，过程绿色低碳，具有显著的技术优势。

为了明确铅电解常用添加剂骨胶的最佳浓度以及胶体杂质对铅电解的影响，从溶液浑浊度、电流效率、电耗及析出铅形貌等方面对电解液进行评估，研究了电解液骨胶浓度、骨胶溶液静置时长以及活性炭净化处理液固比对铅电解的影响。结果表明，适宜的骨胶浓度为0.8 g/L；将铅电解配制所用骨胶溶液静置72 h或经1 000∶1活性炭净化均能去除胶体杂质，净化后铅电解液的电流效率高达99.19%，电耗降至51.79 kW·h/t，获得的析出铅表面平整光滑。

针对国外某渣选硫化铜精矿，采用加温铁氧化酸浸工艺回收其中铜，考察了氧化剂用量、浸出温度、浸出时间、初始硫酸浓度、液固比等因素对渣选硫化铜精矿中Cu浸出率的影响。结果表明，适宜的浸出条件为：氧化剂赤铁矿用量0.2 g/g_矿、浸出温度85 ℃、浸出时间6 h、液固比5∶1、初始硫酸浓度200 g/L，此时铜浸出率可达97.96%。不同类型氧化剂验证试验结果表明，赤铁矿和磁铁矿在酸浸体系中均有较好的氧化性，可实现渣选硫化铜精矿中铜在中温条件下浸出，且三价铁化合物纯度越高，铜氧化浸出效果越好。

为了解决氧化亚硅负极材料导电率低及循环性能差的问题，以聚丙烯酰胺（PAM）为液相碳源进行一次碳包覆，再通过化学气相沉积以甲烷混乙炔为气相碳源进行二次包覆，制备了具有含氮碳层的双层包覆氧化亚硅负极材料（SiO_x@ DC-N）。与纯气相包覆（SiO_x@ GC）以及纯液相包覆（SiO_x@ LC）的氧化亚硅负极材料相比，SiO_x@ DC-N展现出优异的倍率性能与循环性能，在4C（1C=1 500 mA/g）的电流密度下比容量达850.1 mAh/g，以5∶95混合石墨后制成18650圆柱电池，其在电流密度1C充放电700圈循环后容量保持率仍有92.70%。

以氧化铝陶瓷为加工对象，采用小直径电镀砂轮进行了旋转超声铣磨和普通铣磨加工试验，分析了铣磨氧化铝陶瓷时的磨削力随超声功率、砂轮线速度、进给速度、铣磨深度的变化规律。结果表明，在其他铣磨参数不变时，超声功率由0 W增大至90 W，磨削力呈下降趋势，表面形貌得到显著改善。随着砂轮线速度增大、进给速度和铣磨深度减小，旋转超声铣磨和普通铣磨时的磨削力均呈下降趋势。在试验加工参数范围内，旋转超声铣磨的磨削力均低于普通铣磨时，且旋转超声铣磨时最大可降低法向磨削力24.17%、切向磨削力23.30%。

研究了A356铝合金在T6热处理后进行搅拌摩擦焊（T6-FSW）和搅拌摩擦焊后进行T6热处理（FSW-T6）2种不同工艺下的接头组织及力学性能。结果表明，T6-FSW接头的焊核区由细小的动态再结晶晶粒构成，但析出相发生溶解或粗化，接头横向拉伸时抗拉强度和延伸率分别为214 MPa和5.3%，平均硬度为76HV_0.5，焊核区抗拉强度和延伸率分别为236 MPa和12.5%，接头冲击韧性为12.10 J；FSW-T6接头的焊核区发生异常晶粒长大，但具有高密度的细小析出相，接头横向拉伸的抗拉强度和延伸率分别为254 MPa和8.5%，平均硬度为96HV_0.5，焊核区抗拉强度和延伸率分别为297 MPa和7.0%，接头冲击韧性为8.23 J。

针对目前板形识别方法存在的识别精度低、速度慢等问题，提出了一种改进猎食者算法优化核极限学习机（IHPO-KELM）的冷轧带钢板形识别模型。首先，为减少网络中初始参数的数量、提高板形识别的精度与速度，采用了核极限学习机（KELM）网络；其次，为提高猎食者（HPO）算法的精度，利用基于Sine混沌映射初始化猎食者算法的种群，并针对HPO在迭代过程中易陷入局部早熟的问题，在改进的线性组合位置更新公式中加入莱维飞行机制；然后利用改进猎食者算法对核极限学习机网络识别模型的正则化系数和核参数进行优化，提高板形识别的精度；最后，通过Matlab仿真验证了IHPO-KELM算法具有网络结构简单、收敛速度快、识别精度高等优点。采用IHPO-KELM算法对某公司900HC可逆冷轧机实测数据进行识别，其识别精度比麻雀算法优化KELM（SSA-KELM）识别模型提高了58.8%，表明IHPO-KELM识别模型具有良好的泛化能力，为板形缺陷的高效智能识别提供了新思路。

分别以Pr₆O₁₁和CeO₂为添加剂，采用无压烧结、热压烧结和放电等离子烧结法分别在2 200 ℃、1 900 ℃和1 700 ℃制备了B₄C基复合材料，并对其微观结构和力学性能进行了研究。结果表明，通过原位反应形成的PrB₆和CeB₆可以填充B₄C晶粒之间的孔隙，提高复合材料的致密性；与无压烧结和热压烧结相比，放电等离子烧结制备的复合材料具有更高的致密性；B₄C-CeB₆复合材料断裂韧性得以提高的原因是实现了高致密以及裂纹沿着CeB₆发生了偏转、分枝和桥联，最终延长了裂纹的扩展路径，降低了应力集中。采用放电等离子烧结制备的B₄C-CeB₆复合材料综合力学性能较好，相对密度、维氏硬度、抗弯强度和断裂韧性分别达到了99.3%、34.7 GPa、451 MPa和4.38 MPa·m^1/2。

研究了低温回火对经过正火+淬火处理的Q1100超高强钢显微组织与力学性能的影响。结果表明，经正火（890 ℃ × 40 min）+淬火（890 ℃ × 30 min）+回火（185～320 ℃ × 90 min）处理的实验钢主要获得回火马氏体组织。不同温度回火后，实验钢抗拉强度均大于1 360 MPa、屈服强度均大于1 200 MPa、硬度均大于400HV3、延伸率均大于13%、-40 ℃冲击功均大于35.0 J。随着回火温度升高，实验钢抗拉强度逐渐下降，屈服强度先上升后下降，硬度逐渐降低，断后延伸率先略微下降后逐渐上升，-40 ℃冲击功先下降后上升。回火温度230 ℃时，实验钢抗拉强度（1 445 MPa）、屈服强度（1 238 MPa）、硬度（429HV3）、塑性（13.8%）和-40 ℃冲击韧性（47.5 J）均表现优异，大幅超过Q1100级工程机械用超高强钢的服役标准。

添加柠檬酸和甘油对高氯酸-甲醇基础抛光液进行优化，用不同抛光液对钛镍合金丝材进行电解抛光，对比研究了抛光前后丝材的表面形貌、抗腐蚀性和血液相容性。结果表明，添加柠檬酸和甘油后抛光液缓蚀效果明显，增加了抛光过程的可控性；与抛光前相比，优化后抛光液电解抛光的钛镍丝材表面平整，平均粗糙度从161.3 nm降至15.6 nm，自腐蚀电位从-0.167 V升至0.045 V，磷酸盐缓冲液中镍溶出量更低，抗腐蚀性提高，溶血率从2.333%降至0.333%，血小板黏附数量明显减少，血液相容性得到改善。