我国铝土矿以沉积型一水硬铝石为主，其中黏土矿物发育，铝矿物与含硅脉石细粒共生，导致其具有高硅、低铝硅比特征，难以满足拜耳法生产要求，且随着优质铝土矿资源不断减少，高效脱硅提质已成为保障我国铝产业安全发展的关键。本文系统综述了低品位铝土矿脱硅技术，首先分析了资源分布与矿石特征，揭示了矿物嵌布对分选的制约机制；进而重点论述了物理分选（重选、浮选）、化学法、微波活化、钙化-碳化法等主要脱硅技术，对比了各技术路线的脱硅效率、经济成本与环境影响。其中，浮选虽为主流技术，但因微细粒嵌布导致选择性降低；化学法与能场强化可突破解离瓶颈，但能耗高、流程复杂；钙化—碳化法通过耦合脱硅与赤泥资源化，代表了绿色冶金方向。最后指出脱硅技术选择应基于矿相特征差异化适配，技术路径选择要从单一指标转向能效、硅去向与固废属性综合权衡，以推动我国高硅铝土矿高效、绿色、高值化利用，实现铝产业的可持续发展。

针对钒资源中的钒赋存状态复杂、提取分离难度高，以及环保要求日趋严格的现状，系统总结了国内外提钒工艺的研究进展，重点探讨了焙烧—浸出、湿法分离，及其他代表型提钒工艺的技术特征与存在问题，并根据钒钛磁铁矿、含钒页岩等不同原料的性质，对比分析了各提钒工艺的适配路线。提出未来提钒工艺朝着低污染、高回收率、智能化、短流程及资源高效综合利用的方向发展，是推动钒冶金技术改进和创新的重要途径。

从煤矸石中回收钛资源，具有固废高值化与资源安全保障的双重意义。本文系统综述了煤矸石中钛的赋存特性及其对富集和提取工艺的影响，重点分析了酸浸、碱熔、焙烧—浸出等主流湿法冶金技术的适用条件与技术瓶颈，并与物理分选及生物浸出、离子液体萃取等新兴绿色提取技术进行对比，展望了未来研究发展方向，为实现煤矸石中钛资源的经济、环保与高效回收提供参考。

针对某矿床钼品位低、矿性复杂、选矿方式富集效果不佳等问题，以矿石矿性研究结果为基础，分别进行酸法浸出、碱法浸出及强化浸出研究，优选出了高酸强化浸出工艺，并考察了硫酸用量、矿石粒度、浸出温度、氧化剂用量、液固体积质量比、浸出时间等对钼浸出效果的影响，确定了浸出工艺参数。结果表明：采用高酸强化浸出工艺时，在矿石粒度-100目、硫酸用量20%、软锰矿用量3%、浸出温度80 ℃、液固体积质量比1.5∶1、浸出时间3 h适宜条件下，钼渣计浸出率达71.18%；针对高酸强化浸出液余酸过高的问题，采用两段逆流浸出工艺可将钼平均渣计浸出率提升至72.16%，较单段浸出高出约1个百分点，且余酸质量浓度降低40%以上，同时硫酸总用量减少25%；两段逆流浸出工艺的吨级扩大试验结果表明，适宜条件下，硫酸总用量为15%，浸出液余酸质量浓度为48.7 g/L，钼渣计浸出率可达71%以上。该工艺稳定可靠，浸出指标重现性好，可作为该矿床工业设计依据。

针对沽源低品位铀钼矿堆浸渗透性差、钼浸出率低及搅拌浸出固液分离困难等问题，提出“拌酸熟化—低温焙烧”协同强化酸法堆浸的工艺路径，并在柱浸条件下优化了拌酸浓度、熟化温度与时间、焙烧温度与时间及喷淋强度等关键参数。综合考虑能耗与工艺效果，推荐条件为：矿石粒度-1 mm，拌酸质量分数12%，90 ℃熟化3 h，300 ℃焙烧30 min，酸化水质量浓度10 g/L，喷淋强度76 L/（m²·h）。在该条件下，钼渣计浸出率可达82.89%，尾渣钼品位降至0.038%、铀品位降至100.33×10^-6。多批次矿石验证试验结果表明，该工艺流程对品位和性质波动的铀钼矿石具有一定适应性，不同低品位铀钼矿的钼浸出率稳定在72.51%~77.37%，能够实现工艺目标。研究结果可为低品位复杂铀钼矿资源的高效提取提供技术支撑。

针对钛铁尾矿中多种矿相共生、难以分离的问题，研究了以苯甲羟肟酸为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂、2^#油为起泡剂浮选分离钛铁尾矿中有价组分。考察了矿浆pH、苯甲羟肟酸用量、六偏磷酸钠用量、2^#油用量、浮选次数等对钛铁尾矿浮选质量占比、TiO₂回收率、TiO₂品位、全铁质量分数的影响，并探讨了反应机制。结果表明：在六偏磷酸钠用量500 g/t、苯甲羟肟酸用量35 kg/t、2^#油用量1 mL、pH=9条件下，浮选产物中上浮产物质量占比达25.85%，TiO₂回收率达42.23%，TiO₂品位达14.93%，全铁质量分数达15.22%；经6次浮选可获得浮选精矿，其上浮产物质量占比达71.72%，TiO₂回收率达75.81%，TiO₂品位达27.84%，全铁质量分数达24.49%；通过XRD及FT-IR分析可知，抑制剂六偏磷酸钠的加入可对辉石相和二氧化硅起到有效抑制作用，苯甲羟肟酸可与钛铁尾矿表面形成吸附关系，提升浮选效果。

以精锑为原料，研发了适用于酒石酸盐体系的锑隔膜电解精炼技术，系统考察了不同隔膜类型和电解工艺参数,包括电流密度、电解温度、电解液循环速度和极间距对阴极电流效率、槽电压、直流电耗、阴极锑纯度及典型杂质脱除率的影响规律。试验确定最佳工艺条件为：酒石酸根离子质量浓度250 g/L，锑离子浓度45 g/L，电流密度150 A/m²，电解温度35 ℃,电解液循环速度300 mL/min,极间距70 mm。研究结果表明:参照国标《高纯锑》（GB/T 10117—2021）中5N级别高纯锑的单点杂质含量要求，酒石酸锑电解体系易超标的杂质主要是砷、铋、铅和铜，仅调控电解工艺条件无法实现上述杂质的深度脱除，需配合进一步的电解液净化措施才能保证高纯锑产品的批次稳定性，而其余16种主控杂质通过电解精炼即能满足国标Sb-05要求;在最优电解条件下，配合锑基吸附剂（主相为H₁₄Sb₁₄O₂₁(OH)₄₂的多羟基锑酸）对电解液进行深度净化，可获得纯度为99.995%且表面致密光亮的阴极锑，平均槽电压为0.708 V，电流效率达96.27%，吨锑直流电耗为485.75 kWh/t。

研究了采用硫酸铵焙烧—浸出工艺从粉煤灰中提取铝，考察了焙烧温度、焙烧时间、硫酸铵与粉煤灰中Al₂O₃物质的量比对粉煤灰提铝的影响，并通过响应曲面法探讨了各因素对粉煤灰提铝率的交互影响规律，确定了最佳焙烧参数。同时，利用X射线衍射仪（XRD）、扫描电子显微镜（SEM）对粉煤灰原料及焙烧产物的物相和微观形貌进行表征。结果表明：粉煤灰硫酸铵活化焙烧后的主要产物为NH₄Al（SO₄）₂，焙烧产物表面出现了腐蚀现象；粉煤灰活化焙烧最佳工艺参数为焙烧温度438 ℃，焙烧时间63.8 min，硫酸铵与粉煤灰中Al₂O₃物质的量比为7.31，在该工艺条件下，Al浸出率为95.30%，浸出效果较好

针对氟碳铈矿冶炼过程中伴生钍资源的回收利用及放射性污染控制问题，系统研究了钍元素在冶炼分离各环节的迁移规律与分布特征。提出了通过碱分解预处理氟碳铈矿后，将浸出酸度调至3~5 mol/L，使钍浸出率提升至98%；采用N235萃取剂预先选择性脱除料液中的Fe³⁺，再利用P507萃取剂定向萃取钍。结果表明，稀释的P507-磺化煤油萃取体系对氧化钍的饱和负载量可达25 g/L，经草酸反萃取、洗涤及 1 000 ℃灼烧后，最终产品中氧化钍纯度达98.88%；对于含钍0.2%~0.3%的氟碳铈矿原料，钍总收率超过96%。该法高效、环保，在含钍固废的脱放处理方面具有一定推广应用潜力。

研究了采用球磨—煅烧法制备三氧化二铁负载白云石复合材料（DFC）并用于降解水中的孔雀石绿（MG），考察了DFC的降解性能及其作用机制。结果表明：DFC对MG具有较好的降解能力，其降解率受DFC添加量、溶液初始pH、温度及共存阴离子的影响；在DFC添加量30 mg、溶液初始pH=7、温度40 ℃的优化条件下，MG降解率可在10 min内达96%。自由基捕集试验表明，超氧自由基（）为主导活性物种，羟基自由基（·OH）起协同作用；中间体分析显示，MG主要经过去甲基化、发色团破坏及芳环断裂等过程实现深度降解。该研究可为天然矿物基铁氧化物复合材料在染料废水治理中的应用提供一定技术参考。

针对刚果（金）MSESA矿体崩积物具有沉降性能差、固液分离效率低等技术难题，系统分析了该崩积物的工艺矿物学和沉降特性，探讨了崩积物及其与MSESA原矿混合体系的矿物学特征与沉降特性。结果表明：崩积物为低品位氧化铜钴物料，铜主要以自由氧化铜形式存在，钴主要赋存于脉石中。沉降试验确定了不同体系的最优参数：崩积物原矿和混合矿的最佳絮凝剂用量均为20 g/t，沉降终点时间分别为40和25 min；崩积物浸出矿浆和混合矿浸出矿浆的最佳絮凝剂用量均为120 g/t，沉降终点时间分别为20和40 min。研究结果可为MSESA矿体崩积物资源化利用及工艺设计提供依据。

铅锌矿是湿法炼锌的主要原料，镉是铅锌矿中主要的伴生金属元素之一，在中性浸出过程中，镉会进入浸出液生成高镉硫酸锌溶液。针对目前湿法炼锌行业中普遍存在的锌粉置换工艺分离回收镉流程较长这一共性问题，研究了采用锌粉两段逆流净化高镉硫酸锌溶液中的镉，探讨了适宜的锌粉添加量及返渣富集制度，以提高置换渣中镉含量。结果表明：一段净化适宜的锌粉添加量为理论用量的0.9倍，二段净化适宜的锌粉添加量为理论用量的1.2倍；在适宜条件下，一段净化后液中镉质量浓度约70 mg/L，二段净化后液中镉质量浓度低于5 mg/L；一段净化渣主要物相为镉，净化终点镉质量分数为85.11%，锌质量分数低于5%；二段净化渣主要物相为金属镉和锌；SEM-EDS分析表明，一段置换渣的颗粒呈球状，存在包裹现象，包裹层为碱式硫酸锌，内层主要为未反应的锌粉。研究结果可为高镉浸出液中镉分离回收提供技术参考。

为精准控制高纯高分散铂粉制备过程中的铂原子还原、成核与生长过程，研究了采用化学液相还原法，以Na₂PtCl₆水溶液为前驱体、N₂H₄·H₂O为还原剂、PVP为分散剂制备高纯高分散铂粉。考察了温度、反应体系及加料方式等因素对铂粉形貌、粒度分布及分散性的影响。结果表明：在80 ℃条件下，以PVP为分散体系，采用Na₂PtCl₆与N₂H₄·H₂O同步加料的方式，能有效分离铂原子的形核与长大过程，制备出分散性良好、粒度分布窄（D₉₀-D₁₀=1.18 μm）的高纯高分散微米铂粉。该方法为高纯高分散微米铂粉的稳定、批量化生产提供了可靠的理论依据与技术路径。

针对高铜镍锍常压浸出过程中浓密系统“跑浑”、溶液Cu²⁺超标及Fe³⁺开路不畅等复合型技术难题，通过矿物学、化学与反应动力学研究，系统揭示了Cu、Fe的迁移行为与抑制机制。采用矿物分析系统（MLA）明确了原料及中间渣硫镍矿（Ni₃S₂）、铜镍硫化物及铁氧化物（FeOOH等）的赋存状态与演化路径。通过设计系统的单因素与L₉（3⁴）正交试验，考察了pH、温度、液固体积质量比、反应时间及初始Cu²⁺质量浓度对Ni、Cu、Fe浸出动力学与水解沉淀行为的耦合影响。研究结果表明：Fe³⁺在pH>3.0时发生显著水解，生成的Fe（OH）₃胶体通过电中和与架桥作用包裹微颗粒，是导致体系稳定性破坏与“跑浑”的直接诱因；Cu²⁺除直接浸出外，更存在“吸附-共沉淀”的隐性循环路径，是其难以彻底开路的核心原因。基于此，提出了“Fe/Cu协同调控”策略，其核心在于将初始pH精准控制在2.5~3.0的狭窄窗口：在此区间内，既能利用Cu²⁺的催化作用促进镍浸出，又可最大限度地抑制Fe³⁺在反应初期水解成胶。结合正交试验优化，确定了最佳工艺条件窗口为：初始pH =2.5~3.0，温度80~85 ℃，液固体积质量比8/1~9/1，反应时间4~5 h。相较于传统工艺，应用此协同调控策略后，系统镍总浸出率由90%左右稳定提升至93%以上，外付硫酸镍溶液中Ni质量浓度达105 g/L以上，Cu质量浓度从15 g/L以上降至3 g/L以下，Fe质量浓度从5 g/L以上降至1 g/L以下。该法有效解决了工业化生产中的“跑浑”与杂质控制难题，为高镍锍湿法冶金过程的精准调控提供了坚实的理论依据与工程实践方案。

近年来，我国已有多座CO₂+O₂地浸铀矿山面临终采退役，因此开展地浸终采区地下水修复相关研究具有重要意义。自然衰减修复技术是一种经济有效的修复方案，国外多个地浸铀矿山的修复案例已证实其可行性，但目前关于CO₂+O₂铀矿地浸终采区地下水中U的自然衰减规律尚未形成系统认识。为此，以我国某CO₂+O₂地浸铀矿山典型终采区为研究对象，在野外调查取样基础上，利用水化学分析及多元统计等方法，分析确定了其地下水U的分布特征及自然衰减规律。结果表明：终采区地下水水化学类型转为HCO₃·SO₄-Na型与多阴离子-Na型；终采区地下水中U质量浓度为0.11~7.99 mg/L，且与其他主要组分相关性不强；69%的地下水样品存在U的自然衰减现象，U浓度衰减率为4.72%~77.14%，衰减速率为0.112~10.227 mg/（L·a）。研究结果证实，该CO₂+O₂地浸铀矿山具有自然衰减能力，自然衰减修复技术可作为其地下水修复方案。

针对高酸高氯含铀废水（［H⁺］=1.05 mol/L，ρ（Cl^-）=120 g/L，铀以形态存在），对比研究了H6、T1耐酸耐氯树脂与201×7树脂对铀的吸附行为及机制。结果表明：H6和T1对铀的平衡吸附容量（24.9、23.2 mg/g）及吸附速率均显著高于201×7树脂；3种树脂均遵循准二级动力学模型（R²=0.999），以化学吸附为主；3种树脂对铀的吸附过程均更符合Langmuir等温吸附模型，均以单分子层吸附为主，但T1 树脂的表面活性位点较均一，吸附选择性较强（b=0.32~0.52 L/mg），H6树脂的最大吸附容量最高（27.9~31.0 mg/g），且其Freundlich拟合也较好（R²=0.971~0.982，n=3.4~4.0），呈多分子层吸附特征；动态穿透试验结果表明，H6和T1树脂对铀的吸附性能均优于201×7，相较而言，H6树脂在前期吸附速率更快、有效容量利用率更高，更具工程潜力；淋洗解吸试验结果表明，在淋洗率相近前提下，采用2 BV/h（接触时间0.2 h）的操作条件的淋洗效率更高并可获得更高铀浓度合格液。该研究可为极端水质下的树脂筛选与工艺优化提供一定技术参考。

某高含泥低品位砂岩型铀矿以泥质细砂岩为主，矿区含水层与隔水层厚度变化大，砂体渗透性较差，地下水矿化度高，难以采用地浸开采。为全面评价该矿石的浸出性能，系统探究了酸/碱法搅拌浸出及柱浸的可行性。研究结果表明，采用酸法搅拌浸出工艺时，在硫酸用量16%、MnO₂用量1%、液固体积质量比1.6∶1~1.8∶1、浸出温度60 ℃、浸出时间4 h条件下，铀浸出率达95%，但采用酸法柱浸工艺时，因矿石碳酸盐含量高，易引发泥化及气堵现象，导致浸出试验无法稳定运行；采用碱法搅拌浸出工艺时，在Na₂CO₃/NaHCO₃用量2.5%、液固体积质量比1.0∶1~1.2∶1、温度80 ℃、浸出时间16 h条件下，铀浸出率达88%，而采用碱法柱浸工艺时，拌碱-熟化可维持矿堆渗透性，但因粗粒级矿石浸出率较低，导致整体浸出率偏低。综合对比，推荐采用碱法搅拌浸出工艺处理该矿石，并需强化粗粒级预处理，以进一步提高铀浸出率。

针对核电厂锅炉用水与冷却水中磷酸盐检测效率低、自动化程度不足及放射性样品操作风险高等技术难题，研究了采用流动注射法测定其中的磷酸盐浓度。该方法基于酸性介质中磷酸盐与偏钒酸盐、钼酸盐生成黄色磷钒钼酸络合物的反应，在420 nm波长下进行检测。结果表明：磷酸盐质量浓度在0~500 mg/L范围内线性良好（相关系数R=0.999），方法检出限为2.28 mg/L；低、中、高3个浓度水平的相对标准偏差（RSD）分别为2.41%、1.61%、1.33%，与传统分光光度法比较，相对误差仅在-0.81%~1.27%范围内，可满足核电厂锅炉用水与冷却水中磷酸盐检测要求。该方法实现了样品检测的全自动化，单个样品分析周期仅100 s，可显著提高磷酸盐的检测效率和自动化水平，大大降低操作人员的放射性暴露风险，为核电化学领域磷酸盐的快速精准检测提供了一种高效、准确、安全的自动化分析技术，具有重要的工程应用价值。