铀作为核工业“粮食”，是保障国家安全和能源安全的战略性资源。目前，全球铀供应主要依赖常规提取技术，如露天和井下开采+堆浸、原地浸出等工艺。这些技术成熟度高、成本较低，是现阶段铀提取的主要方式。然而，随着优质资源逐渐枯竭、低品质资源开发难度不断加大，常规铀矿开采正面临多重挑战，推动铀提取技术向非常规资源领域拓展已成为必然选择。非常规铀资源提取技术主要面向低品位铀多金属共伴生矿、海水及盐湖卤水中的铀资源回收，技术路径多样。相关研究虽仍处于研发阶段，但在拓宽资源边界、实现资源综合利用方面已展现出重要潜力。系统梳理了铀提取技术的基本原理、研究进展与发展趋势，以期为铀提取领域的技术创新与方向选择提供参考。

铌和钽作为战略性稀有金属，其高效分离与提纯对资源可持续利用至关重要。概述了铌钽资源特性与工业需求，重点综述了溶剂萃取法在铌钽分离中的研究进展。探讨了铌钽氟化物配合物的形成机制及其与萃取剂的配位行为，重点总结了酮类、酯类、胺类、冠醚类、有机膦酸酯类及新型功能化离子液体萃取剂萃取性能，并指出了当前面临的挑战与发展趋势。

为提高黄铜矿浸出效率，研究了在常规加热浸出体系的基础上，引入脉冲微泡手段，通过提高浸出过程中传质效率，降低硫化层的影响。探讨了动力学，分析了浸出渣形貌，揭示了脉冲微泡强化浸出的作用机制。研究结果表明：脉冲微泡体可显著提高黄铜矿浸出率，且提升幅度随微泡尺寸减小而增加；常规浸出最佳条件下铜浸出率仅为53.6%，而在相同条件下，孔板孔径尺寸分别为94、75μm时的铜浸出率可提高至62.48%和80.40%。SEM检测结果表明，脉冲微泡可有效改善硫化层在黄铜矿表面的聚集程度与覆盖面积，其作用机制可能是由于脉冲微泡具有较高的传质效率，能使反应速率加快，同时其破灭时释放的局部高温高压能削弱浸出过程的硫化层钝化作用，从而提高黄铜矿浸出效果。

为拓展海外低品位氧化铜钴矿开发边界，针对刚果（金）MSESA矿体坑内崩积物，研究了用硫酸浸出其中的铜、钴，考察了各关键因素对浸出的影响，并对工艺的经济性进行了评价分析。结果表明：该崩积物中铜、钴品位分别为1.1%和0.15%，矿石氧化率高，泥化严重，主要脉石物相为滑石、黑云母、石英、绿泥石、白云石；铜主要以氧化物存在，钴以钴华、碳酸钴和脉石中钴形态存在；在磨矿细度－200目占比70%、硫酸加入量7%、浸出温度25 ℃、浸出时间2 h、液固体积质量比2.5∶1、搅拌速率300 r/min条件下，铜、钴浸出率分别为88.72%和71.75%，酸耗为5.43 t/tCu；采用浸出—萃取—电积工艺生产阴极铜，生产成本为3 450.618美元/tCu，仅占阴极铜售价的36.322%，具有较高的经济效益。

研究了采用碳热还原—两步浸出（水浸-酸浸）工艺从退役三元锂电池中选择性回收锂。分别考察了碳热还原和浸出试验条件对锂浸出效果的影响。结果表明：将电池正极粉与活性炭按碳质量分数27%的比例复配，在600 ℃下恒温焙烧90 min后，将焙烧产物与超纯水按固液质量体积比1/18搅拌混合，再滴加理论用量83%的硫酸，之后在65 ℃下浸出20 min，锂浸出率达98%以上，而镍、钴、锰浸出率均小于5%，锂回收效果较好。

废旧磷酸铁锂电池的回收对缓解资源短缺和降低环境污染具有重要意义。研究了用丁二酸/过氧化氢体系从废旧磷酸铁锂电池中回收锂，考察了浸出过程中丁二酸浓度、过氧化氢添加量、液固体积质量比、浸出温度和时间对锂浸出率的影响，并通过动力学分析和扫描电子显微镜（SEM）表征，揭示了浸出机制。试验结果表明，在丁二酸浓度0.8 mol/L、过氧化氢添加量为2%、液固体积质量比为4 mg/1 mL、浸出温度80 ℃、浸出时间40 min最佳条件下，Li浸出率达98%以上，而Fe浸出率仅在2%以内。动力学分析结果表明，浸出过程主要受内扩散控制。该体系具有高效性与可持续性，可为实现废旧磷酸铁锂电池的绿色回收提供一种可行路径。

褐煤灰中的锗主要以Ge—O—Si键合态、玻璃体包裹态和铁氧化物吸附态赋存，传统酸浸法难以破坏高稳定性的Ge—O—Si键和致密包裹的玻璃体等结构，导致锗浸出率不足50%，资源回收率低。在对比褐煤灰直接酸浸、焙烧—酸浸、碱熔活化—酸浸3种工艺路线，以及硫酸或盐酸2种浸出体系提取锗效果基础上，提出并研究了采用褐煤灰高温碱熔预处理—酸浸工艺提取锗的工艺路线，考察了碱熔温度、料碱质量比及碱熔保温时间对褐煤灰中锗浸出率的影响，并对比了硫酸和盐酸对碱熔活化产物的浸出效果。研究结果表明：通过碱熔破坏Ge—O—Si键，将难溶硅酸盐转化为可溶性钠盐，可显著改善锗的浸出性能，再通过常规酸浸可实现锗的高效浸出；在碱熔温度为600 ℃、料碱质量比为1/1.8、碱熔时间为1 h条件下，褐煤灰成分主要球形结构被破坏，碱熔产物中被包裹物质得以释放，采用盐酸或硫酸2种浸出体系时，锗浸出率分别达86.37%和93.98%。该技术能实现褐煤灰中锗的高效浸出，可为高硅含锗二次物料的资源化利用和战略金属锗的高效回收提供一种新的技术途径。

研究了以铀矿山原位分离的土著嗜酸氧化亚铁硫杆菌（Acidithiobacillus ferrooxidans, L24f）、嗜酸氧化硫硫杆菌（Acidithiobacillus thiooxidans, L24s）浸出砂岩型铀矿中的铀。通过摇瓶浸出试验考察了不同接种配比对铀浸出效果的影响，并结合理化参数监测、SEM-EDS、XRD表征技术揭示了二者的协同浸出机制，以确定协同浸出的有效性以及最适配比。结果表明：L24f与L24s菌株具有显著的协同浸铀效应，二者接种体积比1∶1为最优配比，在该条件下浸出砂岩型铀矿中的铀，最终浸出率达86.5%，较单一L24f纯菌体系提升7.5个百分点；混合菌体系可通过代谢功能互补维持体系低pH环境，有效抑制黄钾铁矾钝化层形成，显著提升铀浸出率。

巴音青格利铀矿采区内存在厚度不均且不连续分布的钙质砂岩和泥岩夹层，为探究低渗夹层对铀浸出效果的影响，基于试验采区钻孔数据构建了含矿含水层三维非结构化网格岩性模型，模拟了不同抽注方式的地浸采铀流场和溶质运移过程。通过引入基于群井实际抽注流量的矩阵化计算方法，定量化对比分析了溶质质量比和天然地下水含量。结果表明：相较于原始抽注方式，将SYC-1和SYZ-1井的抽注方式互换后，地下水降落漏斗范围减小，抽液井对浸出液的捕获能力显著提升，抽出与注入的溶质质量比提升1.7倍，抽液量中的天然地下水含量降低29.4%，抽注液井间的水力联系更强，浸出效果优于原始抽注方式；钙质砂岩和泥岩夹层显著阻碍了抽注液井间的水力联系，导致不同抽注方式产生显著差异化的浸出效果。

锌沸石咪唑框架材料（ZIF-8）因比表面积高、活性位点丰富，适用于铀吸附。针对传统溶剂法合成ZIF-8存在耗时长、有机溶剂消耗大等问题，研究了以氢氧化锌和2-甲基咪唑为原料，采用绿色、高效的机械化学法快速合成ZIF-8并用于吸附铀。结果表明：机械化学法制备的ZIF-8结晶性好，呈菱形十二面体形貌，比表面积达1 642 m²/g，且表面存在丰富缺陷和活性位点；在适宜条件下，ZIF-8对铀的去除率超过99.99%，最大吸附容量为476 mg/g，吸附可在20 min内达到平衡，该过程为单层化学吸附机制。成本分析结果表明，机械化学法的合成效率较传统溶剂法提升16倍，前者处理每克铀的理论材料成本仅为后者的3.5%。机制分析结果表明，材料高比表面积及羟基与咪唑基的协同作用是铀酰离子高效吸附的关键。采用快速机械化学法制备的ZIF-8性能较好，在铀吸附领域具有一定应用潜力。

针对铀矿堆浸工艺存在浸出周期长、浸出效率低等问题，开展了细粒级矿石现场喷淋最佳工艺流程及参数淋堆浸工业优化试验，确定了矿石破碎、拌水造粒，以及喷淋堆浸等关键环节的最佳工艺参数，结果表明：闭路破碎筛分工艺能有效控制入料粒度在4 mm以下；在转筒造粒机转速30 r/min、矿石进料量为40 t/h条件下，造粒成球效果良好；堆浸试验证实，在液固体积质量比4.86∶1、硫酸用量8.56%、浸出周期78 d条件下，该工艺成功地将铀品位从0.158%降至0.011 5%，获得了92.72%的渣计铀浸出率。

针对含铀废水污染问题，构建了洋葱假单胞菌（Pseudomonas cepacia）与厌氧颗粒污泥（Anaerobic granular sludge, AnGS）共培养体系（PC-AnGS），并系统探究了其对U（Ⅵ）的去除性能与机制。试验结果表明，在溶液初始pH=7.0、PC-AnGS投加量2 g/L接触时间10 h、温度35 ℃优化条件下，U（Ⅵ）去除率高达94.2%。吸附动力学与等温线分析结果表明，吸附过程符合准二级动力学与Langmuir等温吸附模型，以单层化学吸附为主。对照试验与SEM、FT-IR、XPS等表征结果证实，PC-AnGS体系利用两组分的协同效应，通过表面丰富官能团进行U（Ⅵ）的吸附固定，并部分矿化、还原。研究结果可为含铀废水的生物修复提供一定技术参考。

针对现有海水提铀水凝胶材料存在吸附容量有限及易受干扰离子影响等问题，研制了一种新型复合水凝胶吸附材料——壳聚糖/咪唑交联偕胺肟水凝胶（CS/PAO@IA）。该材料以壳聚糖为三维网络骨架、咪唑-2-甲醛为化学交联剂，通过氢键效应和希夫碱反应构建了兼具刚性与柔性的三维网络。利用多种表征方法验证了该材料的结构正确性，分析了材料表面的微观样貌及材料吸附铀前、后表面元素的组成及价态变化。系统测试了CS/PAO@IA材料对铀的吸附性能与离子选择性能。结果表明；在铀质量浓度为3.3 mg/L的加标海水中，该材料对铀酰离子具有良好的吸附选择性，铀吸附容量最高可达18.13 mg/g。该研究可为开发高效、稳定、多功能的海水提铀水凝胶材料提供一种新思路。

为从磷块岩制备磷酸所得溶液中，以副产品形式回收铀，研究构建了P204+TOPO-磺化煤油协同萃取-Fe（Ⅱ）还原反萃体系，考察了萃取反应时间、磷酸浓度、萃取温度及反萃取还原铁粉用量、反萃取温度等因素的影响，确定了最优工艺条件。结果表明：铀的萃取-反萃取符合扩散控制-相内反应规律，萃取反应表观活化能为34.76 kJ/mol，反萃取反应表观活化能为40.289 kJ/mol，体系同时受到传质与化学反应控制；最优萃取条件为室温，萃取时间6 min，磷酸浓度3.5 mol/L，V_O/V_A=1/5；最优反萃取条件为温度323.15 K，反萃取时间10 min，磷酸浓度5 mol/L，还原铁粉用量为理论用量的10倍，V_O/V_A=5/1；在最优条件下，铀萃取率为96%，反萃取率为81.3%。

研究了在不添加还原剂条件下，采用硫酸从低品位碳酸锰矿中浸出锰。通过单因素试验，考察了矿物粒度、硫酸浓度、液固体积质量比等关键参数对锰浸出率的影响规律，并优化了循环浸出工艺。结果表明：在矿石粒度－300 μm~+150 μm占比≥95%、硫酸浓度5.5 mol/L、反应温度60 ℃、每次循环浸出时间30 min、液固体积质量比4∶1条件下浸出4次后，锰平均浸出率为98.35%，浸出液中Mn质量浓度为101.62 g/L。所得浸出液中锰与杂质的比例协调，溶液成分与国外进口碳酸锰矿浸出液成分相当，可为下一步锰深加工提供合格料液。

铜冶炼污酸中砷的高效去除与稳定化是行业绿色发展面临的难题。现有石灰-铁盐法等虽能除砷，但会产生大量含砷废渣，存在二次污染风险。为实现“以废治废”，研究了采用铜尾渣处理污酸中的砷，通过双氧水协同氧化—沉淀机制，系统考察了初始pH、固液质量体积比、反应温度、反应时间及双氧水投加量对除砷效果及砷稳定性的影响。结果表明：在初始pH=0.65、固液质量体积比1 g/8 mL、反应温度60 ℃、反应时间10 h、30%双氧水投加量2.0 mL/100 mL优化条件下，污酸中砷去除率达97%以上，处理后含砷尾矿的砷浸出浓度达标。该方法可实现污酸中砷的高效去除与固化，为铜尾渣的资源化利用及污酸处理工艺提供了新技术支撑。

铜熔炼选铜尾渣中铁含量较高，具有进一步综合回收利用价值。基于铜尾渣中铁橄榄石和磁铁矿矿物在酸性溶液中分解性能差异，研究了采用硫酸浸出—磁选工艺从铜熔炼选铜尾渣中回收铁，考察了各因素对铁回收的影响，确定了最优浸出和磁选条件。结果表明：在硫酸浓度0.2 mol/L、液固体积质量比4∶1、浸出温度40 ℃、浸出时间60 min优化酸浸条件下，浸出渣中总铁质量分数为52.57%，铁回收率为95.17%；较优的磁选条件为磨矿粒度28 μm占比90%，磁选场强为140 kA/m，在该条件下得到的铁精矿总铁品位为59.25%，铁回收率为85.70%。该工艺具有较好的经济可行性，可为铜熔炼选铜尾渣中铁的资源化利用提供参考。

针对含氟水体污染问题，研究了采用氯化镧沉淀法去除其中的氟。通过深入剖析溶液化学特性与热力学反应机制，揭示了La³⁺与F^-在水溶液中的相互作用规律，并采用单因素试验考察了溶液初始pH、氯化镧用量、反应温度及时间等对除氟效果的影响，确定了优化工艺参数。结果表明：针对氟离子质量浓度为0.1~1.0 g/L的含氟模拟溶液，在溶液初始pH为3.0、氯化镧用量为理论量的1.3倍、反应温度为50 ℃、反应时间为10 min条件下，除氟率达95%以上，除氟后液中剩余氟离子质量浓度低于30 mg/L，符合国标规定的氟化物排放限值。该法在较宽的氟浓度范围内具有较好的工艺适用性，具有一定应用价值。

针对高阶无烟煤化学惰性强、传统活化工艺能耗高、污染大等问题，研究了采用“高铁酸钾活化—硫脲气相掺杂”分步工艺制备高性能氮硫共掺杂多孔炭。通过Box-Behnken方法考察了活化温度、高铁酸钾与煤质量比、活化时间对制备多孔炭CDC的影响，继而硫脲气相掺杂氮、硫元素得到NS-3-850氮硫共掺杂多孔炭样品，并通过SEM-EDS、XRD、Raman、XPS等手段表征了其微观结构与表面化学性质，借助CV、GCD方法测试了其电化学性能。结果表明：该方法有效构建了以微孔为主、介孔协同的多级孔结构，并成功将含氮、硫官能团引入碳骨架；所得氮硫共掺杂多孔炭具有高比表面积（1 393 m²/g）和优化的介孔比例（33.69%），其孔结构适合离子扩散，且表面官能团得到改善；NS-3-850在6 mol/L KOH电解液中表现出良好的储能性能，在0.5 A/g电流密度下的比电容为220 F/g。该制备工艺为通过湿法化学手段实现惰性煤种的定向转化与功能化提供一种可行的技术路径。

研究了用自合成的一种新型复合碱性缓释材料处理含高浓度的铀矿山酸性渗出水（AMD）。先通过静态试验优选复合释碱材料，再利用静态条件试验和动态柱试验分析了该材料的释碱性能、物理稳定性，并考察了其对模拟AMD中U（Ⅵ）、Mn的去除效果。结果表明：针对pH=2.6、质量浓度为2.7 g/L的酸性溶液，该新型复合优选释碱材料具有良好的抗粉化能力和持续释碱性能；在动态柱试验中，当材料与溶液接触40 min时，出水pH可稳定提升至8~9，U和Mn初始质量浓度分别为1和2.9 mg/L时，U和Mn去除率分别为69.8%和67.2%；该材料在高浓度酸侵蚀作用下具有长期抗粉化能力，适于在可渗透性反应墙（PRB）技术中作为缓释碱源。

为提高多金属矿床中锆资源综合回收效率和保障清洁能源发展，采用光学显微分析、扫描电镜-能谱分析、X射线衍射及定量矿物分析等多技术联用方法，对内蒙古某碱性花岗斑岩型多金属矿原矿、锆精矿、尾矿及不同阶段水冶产物进行了系统分析，并揭示了锆元素在选冶全流程中的赋存状态与解离特性。研究结果表明：锆在原矿及选矿产品中主要以独立锆石形式存在，其次以类质同象形式，置换Th⁴⁺、U⁴⁺等离子，分散于钍石、烧绿石及独居石等载体矿物中；锆石在选矿过程中逐步富集和解离，但重选尾矿中仍有微细粒锆石因包裹或连生而损失；水冶过程中，锆石经碱熔转化为Zr化合物，但部分颗粒因反应不完全或被新生硅质包裹，导致酸解渣中仍残留一定以锆石或含锆硅质化合物形式存在的锆。基于分析结果提出了“阶段磨矿-阶段分选优化解离—强化碱熔预处理”的改进工艺，为矿石选冶流程优化提供矿物学依据。