锂离子电池（LIBs）凭借其高能量效率、高功率密度、长循环寿命及低自放电率等优点，在新能源和储能领域具有广阔的应用前景。由于锂电池寿命有限，导致产生大量废旧电池。锂电池正极材料中的锂、钴等金属属于战略资源，对其加以回收利用不仅有助于缓解原生资源开采压力，减少环境污染，还能实现金属资源的闭环循环利用。介绍了锂电池组成和回收流程，重点总结了无机酸浸出、有机酸浸出、生物浸出、深共晶溶剂浸出对锂电池正极材料中金属回收的研究进展，旨在为废旧锂电池中有价金属回收提供技术指导。

铼作为全球性战略性关键金属之一，常以伴生形式存在于铜矿中。而铜冶炼污酸作为铼资源的重要载体，具有高酸、高杂质、低铼浓度的复杂特性，给铼回收工艺带来了严峻挑战。系统梳理了从污酸中回收铼的关键技术，并着重介绍了以浸出液为核心对象的深度提纯技术进展。深入剖析了溶剂萃取法与离子交换法的工作原理、工艺优化路径及其工业应用实效，对比了全球主要铜冶炼企业基于浸出液提纯的差异化技术路线。并在此基础上，从分离材料创新、过程强化、工艺集成及二次污染控制等多个维度，探讨了该领域未来发展的关键技术瓶颈与突破口，旨在为实现污酸中铼资源的高效、绿色、高值化回收提供深入的理论参考与实践指引。

粉煤灰作为一种富含有价元素的大宗工业固废，从中回收铝及其他元素是有色冶金行业的关注热点，在推动资源实现更合理分配的同时，对促成整体环境状况的改善也至关重要。首先分析了粉煤灰的组成与理化性能，接着阐述了焙烧活化粉煤灰中有价元素的原理，随后系统总结了采用焙烧活化—浸出技术从粉煤灰中浸出铝、铁、锂、镓、钒等元素的研究进展，最后提出了未来应深入优化焙烧活化工艺参数，并开发绿色高效的后续分离技术，以推动粉煤灰的高效、高值、可持续利用。

回收废旧锂离子电池中的有价金属对经济和环境具有显著效益。研究了采用氯化胆碱、枸橼酸和乙二醇制备一种低黏度且具备优异还原性的低共熔溶剂（DES），采用FT-IR、NMR和TG对DES进行表征，并将其用于三元锂（NCM）正极材料的浸出，通过XRD、UV-Vis和FT-IR谱图探讨了DES浸出NCM正极材料的配位溶解机制。结果表明：DES在乙二醇添加量为30%、浸出温度100 ℃、浸出时间90 min、液固质量比为50/1 的最佳浸出条件下，正极材料中Li、Mn、Co、Ni浸出率分别为95.98%、96.73%、98.58%、96.31%；浸出液的金属离子通过无水草酸共沉淀可高效回收，Mn、Co、Ni过渡金属离子沉淀率达95%以上。该回收方法可为废旧锂离子电池的绿色回收提供一定技术参考。

研究了采用气液反应结晶法从稀土熔盐电解渣碱浸液中提取锂元素。考察了温度、CO₂通入流量、pH、通气时间及搅拌转速等因素对碳化率的影响。结果表明：在温度90 ℃、CO₂通入流量1 000 mL/min、通气时间20 min、搅拌转速450 r/min优化条件下，碳化率约为83%；碳化率随CO₂通入流量增大和通气时间延长呈先升后降趋势；反应所得产物为无杂质、高结晶度的碳酸锂。该法克服了传统沉淀法易产生局部过饱和、晶体粒度不均等问题，可为复杂碱性含锂废水资源化处理提供一种全新的技术路径，推动稀土冶炼行业向绿色、循环、高值化的方向发展。

针对传统无机酸浸出法回收废旧磷酸铁锂电池正极粉末存在的强腐蚀性与环境污染等问题，研究了以葡萄糖酸、酒石酸混合有机酸为浸出剂、3 mol/L过氧化氢为氧化剂，超声强化浸出废旧磷酸铁锂电池正极粉末中的锂和铁。考察了超声波功率、葡萄糖酸浓度、酒石酸浓度、浸出时间、浸出温度对锂、铁浸出率的影响。结果表明：在葡萄糖酸浓度0.5 mol/L、酒石酸浓度1.0 mol/L、超声波功率600 W、液固质量体积比6∶1、浸出时间90 min、浸出温度60 ℃最佳条件下，锂、铁浸出率分别为99.1%与2.5%；超声强化对浸出渣的化学成分无明显影响，浸出渣经热处理后，形成了结晶度较好的磷酸铁，浸出过程主要受化学反应控制，浸出效果较好。

针对低品位、高硫、难选金精矿采用传统焙烧法处理时存在的污染严重、效率较低等问题，提出了氧压水浸—氰化浸出联合工艺。系统研究并优化了其工艺参数，探讨了浸出机制，并通过工艺矿物学分析及氰化浸出试验评估了该工艺对金回收的影响。结果表明：在温度180 ℃、氧分压1.5 MPa、浸出时间120 min、搅拌速度700 r/min、液固体积质量比200∶1最优工艺条件下，氧压水浸能有效氧化金精矿中的黄铁矿等硫化矿物并生成赤铁矿，从而破坏金的包裹状态；预处理后，浸出渣中金品位由42.24 g/t提升至63.78 g/t，增幅超过50%；工艺矿物学分析结果表明，硫化物中的金被释放，呈裸露或半裸露状态，矿物结构由致密变为疏松，孔隙增大，金颗粒暴露度显著提高，可为后续氰化浸出提供更有利的反应界面。氰化浸出试验进一步验证了预处理效果，金浸出率最高可达99.50%以上，同时氰化剂消耗明显减少。研究结果验证了氧压水浸作为预处理技术，在提升低品位、高硫、难选金精矿的金回收率，以及降低药剂消耗方面的有效性，可为该类资源的高效、绿色回收提供技术参考。

研究了采用空白焙烧—炭浸工艺从某低品位金氰化尾渣中提取金，考察了焙烧温度、焙烧时间、“金蝉”选矿剂用量、浸出时间和液固体积质量比对金浸出率的影响，且在小型试验基础上进行了扩大试验。结果表明：焙烧优化工艺参数为焙烧温度550 ℃、焙烧时间20 min；炭浸优化工艺参数为“金蝉”选矿剂用量500 g/t、浸出时间12 h、矿浆pH =12、底炭密度15 g/L、液固体积质量比2∶1；在优化的焙烧—炭浸工艺条件下，Au浸出率可达60%以上，比氰化浸出渣在未焙烧下直接用“金蝉”浸出所得金浸出率有明显提升；回转窑焙烧扩大试验连续作业时，每个焙砂流程样中Au品位及相应的浸出渣中Au品位波动均不大，相应的Au浸出率在59.79%~62.11%之间，连续作业指标稳定。该法可为低品位金氰化尾渣中金的回收提供技术参考。

研究了以氨水-碳酸氢铵两步沉淀法制备适用于工业化生产的电子陶瓷用氧化钇晶体，考察了料液浓度、沉淀剂浓度、表面活性剂添加量、反应温度、加料速度、搅拌速度、陈化方式及时间、前驱体焙烧方式及时间等因素对制备氧化钇粉体粒度的影响，并探讨了前驱体分解机制及其动力学。结果表明：采用硫化铵对99.9%的氧化钇提纯除杂，可有效去除金属杂质；在室温、Y（NO₃）₃溶液质量浓度100 g/L、NH₄HCO₃溶液质量浓度及滴加速度分别为200 g/L和6 mL/min、搅拌速度370 r/min、搅拌陈化时间1 h、表面活性剂添加量2.5%、微波加热干燥 10 min、前驱体焙烧温度800 ℃和焙烧时间2 h最佳工艺条件下，可制备D₅₀=1.018 μm、BET=31.32 m²/g的球状立方相Y₂O₃晶体，该晶体符合电子陶瓷用氧化钇粉体指标要求；前驱体碳酸钇分解生成氧化钇的过程与机制分析结果表明，Y₂（CO₃）₃·2H₂O经过Y₂CO₅中间态转化为Y₂O₃，前驱体经3个阶段分解转化为氧化钇，分解3个阶段的活化能分别为61.68、564.22、590.103 kJ/mol，对应的反应级数分别为1.836 9，0.896 4和0.972 2。该法可实现电子陶瓷用氧化钇工业化制备，整个流程操作简单，成本低，环保无污染，经济效益和社会效益显著，具有广阔的应用前景。

针对钕铁硼废料盐酸优溶法浸出时间长、盐酸消耗量大等问题，研究采用超声强化盐酸优溶法从中浸出稀土。考察了超声波功率、盐酸浓度、温度、液固体积质量比、浸出时间、粒径等因素对稀土浸出率的影响，确定了最佳的浸出参数。结果表明：超声辅助可显著强化浸出过程，在超声波功率60 W、盐酸浓度2 mol/L、温度85 ℃、液固体积质量比10 mL/1 g、浸出时间105 min、粒径-0.074 mm最佳条件下，稀土浸出率达97.94%，比最佳条件下的常规盐酸优溶法的稀土浸出率提高8个百分点。该法是一种高效、可行的稀土回收绿色工艺，可为钕铁硼废料的资源化利用提供一种新途径。

研究了采用“浓硫酸低温焙烧—水浸”工艺提取铌精矿中的铌和稀土，考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间、水浸液固体积质量比、水浸时间、水浸温度等条件对铌和稀土浸出率的影响。结果表明，在硫酸用量120%、焙烧温度180 ℃、焙烧时间4 h、水浸液固体积质量比4∶1、水浸时间4 h、水浸温度25 ℃优化条件下，铌浸出率为91.4%，稀土浸出率为93.9%。该工艺能实现铌精矿中铌和稀土的高效提取。

在以化学共沉淀法制备氧化石墨烯-四氧化三铁复合材料（GO-Fe₃O₄）基础上，采用物理吸附法，利用D2EHPA对GO-Fe₃O₄进行疏水改性，制备D2EHPA@GO-Fe₃O₄复合材料（GOFP），再以磺化煤油为油相、1 mol/L盐酸为内水相、P507（萃取剂）为流动载体、GOFP为固体乳化剂，成功构筑了W/O型GO-Fe₃O₄系Pickering乳状液，并用于萃取重稀土离子Ho³⁺。系统考察了萃取时间、流动载体添加量、乳水比、料液pH及Ho³⁺初始浓度对Ho³⁺萃取率的影响。结果表明：在萃取时间3min、料液pH≥4.6、Ho³⁺初始浓度0.002 mol/L、流动载体P507（萃取剂）添加量0.5 mL、乳水比为0.3最佳条件下，Ho³⁺萃取率达88%。GO-Fe₃O₄系Pickering乳状液膜法具有一定应用前景。

内蒙古某砷精矿为典型的难处理金矿，金以包裹形态赋存于毒砂（FeAsS）、黄铁矿（FeS₂）中，砷化物包裹不仅严重降低氰化浸金效率，还会对环境造成影响。研究了采用加压氧化法从该矿中除砷提金，考察了硫酸浓度、氧分压、浸出温度、固液质量体积比、浸出时间对浸出效果的影响，优化了工艺条件，并揭示了关键制约因素。结果表明：加压浸出可有效破坏硫化物与砷化物对金的包裹结构，且全程无As₂O₃、SO₂等有害气体生成排放，环境友好性显著优于氧化焙烧法；确定最佳工艺条件为硫酸浓度 0.4 mol/L，氧分压 1.5 MPa，浸出温度 160 ℃，固液质量体积比 1∶100，浸出时间 120 min，在该条件下，砷浸出率达96%，浸出渣中金质量分数为 28 g/t，相比原矿的 4.5 g/t有大幅提升；浸出渣中持续存在的砷酸铁（FeAsO₄）沉淀是限制砷完全脱除与金品位进一步提升的主要制约因素。该工艺可为同类难处理金矿的清洁高效利用提供技术参考。

针对煤直接液化油渣（DCLR），研究了采用溶剂萃取—空气焙烧—硫酸浸出—萃取剂萃取—反萃取工艺流程从中回收Mo和Fe。试验结果表明：经溶剂萃取后，DCLR上残留的有机化合物被高效脱除，得到含有残碳和灰分的煤液化油渣萃余物（ER）；再将ER在600~800 ℃下进行空气焙烧，可完全去除其中的残碳，使Mo和Fe富集在灰分中；对灰分用硫酸浸出，可有效浸出其中的Mo、Fe、Al等金属，Mo和Fe最高浸出率分别达93.10%和99.12%；酸浸液用三辛癸烷基叔胺（N235）萃取剂同时萃取Mo和Fe，但需加入助剂NaCl，以形成和等配阴离子，从而获得理想的萃取效果，优化的萃取工艺条件为NaCl添加量5%，N235∶仲辛醇∶煤油配比为3∶2∶5，氢离子浓度大于12 mol/L，相比V_O/V_A在1/3~1/1之间，萃取时间大于2.5 min，在该条件下，Mo单次萃取率最高达99.16%，Fe萃取率接近100%；用硫酸和氨水分步反萃负载有机相中的Fe和Mo，在整个萃取—反萃过程中的 Fe回收率达97.90% Mo回收率达94.01%。该法可为煤直接液化催化剂中高值金属的回收提供一种可行的解决方案。

研究了采用氨化碳化法从含镁废水中回收镁并制备高纯氧化镁。考察了碳化温度、镁初始质量浓度、CO₂分压、搅拌转速、热分解温度及时间、焙烧温度等因素对镁回收过程的影响。结果表明：在碳化温度23 ℃、镁初始质量浓度15.4 g/L、CO₂分压0.6 MPa、搅拌转速560 r/min条件下，控制碳化终点pH=7、碳化时间20 min，即可实现完全碳化；热分解阶段于90 ℃下恒温90 min，可获得结晶形态良好的碱式碳酸镁；进一步在700 ℃下焙烧2 h，最终可制得结晶度高、纯度达99.55%的氧化镁产品，其性能符合《工业轻质氧化镁》（HG/T 2573—2012）标准要求。

铀纯化转化废液的处理流程涉及中和、萃取、反萃等多单元构成的连续循环系统，其稳定性高度依赖于各环节微小流量的精确控制，但依赖经验采用试凑法整定PID控制器参数易引发系统超调与振荡，从而导致系统紊乱。针对上述问题，提出以关键设备“贫有机相输送泵”为控制对象建立数学模型，对经典Ziegler-Nichols（Z-N）法、引入设定点加权的改进Z-N法、基于ISTE准则的最优设定法、临界比例带法及继电反馈自整定法等5种PID参数整定方法进行了对比研究，通过MATLAB与Simulink进行了仿真分析，并将最优方法应用于现场进行试验验证。试验结果表明：相较于传统Z-N 法，基于ISTE准则的最优设定法整定的PI控制器表现最佳，在现场流量阶跃变化时，其关键性能指标均优于其他方法，能完全满足工艺流程的严格要求；对于铀纯化转化废液处理中的微小流量控制系统，采用该法进行PI参数整定，能有效抑制超调、加快响应并确保精度，显著提升整个工艺流程的稳定性和可靠性。该研究可为同类工业过程的控制器优化提供参考。

研究采用TiCl₃-K₂Cr₂O₇氧化还原滴法测定湿法炼锌氧压浸出液、中和后液和除铁后液中的Fe²⁺/Fe³⁺浓度。结果表明：该法在测定10~20 g/L高铁浓度样品时，相对误差可控制在2%以内，相对标准偏差（RSD）小于1%；对于1 g/L左右的低铁浓度样品，相对误差仍低于允许标准；加标试验回收率达100.1%，RSD为0.32%。该法通过精准控制"钨蓝"指示终点，有效提升了终点判断的准确性；利用氨水分离铜离子等干扰元素，减少了其他金属离子对测定的影响。同时，采用清晰、简单的两步氧化还原程序：先将过剩的 Ti³⁺用空气氧化，避免钛离子干扰，使体系中仅剩下待测的 Fe²⁺，再用重铬酸钾进行滴定，滴定终点以二苯胺磺酸钠作指示剂，溶液颜色由绿变为紫/蓝，颜色变化敏锐且稳定，有效降低了主观误差，从而实现了对复杂多金属溶液中Fe²⁺/Fe³⁺的快速、准确测定。该法特别适用于高含量铁体系，可为湿法炼锌工艺控制提供可靠分析手段。