一.实验目的 1.通过对热固性树脂等温固化曲线的测定,了解其固化历程,求取凝胶化时间,固化时间和固化反应表观活化能, 2.理解如何利用动态力学的方法来研究固化过程和学习到我们创立的研究热固性树脂和树脂基复合材料固化的动态扭振法

采用光学显微镜、扫描电镜、透射电镜、物理化学相分析等方法并结合热力学计算,分析了CSP工艺生产的钛微合金化高强钢的析出物特征及析出规律.研究发现:屈服强度700 MPa级高强钢中存在大量球形的纳米级TiC和Ti(C,N)粒子及少量不规则形状、100 nm以上的Ti4C2S2粒子,TiN在连轧前完成析出,TiC主要在卷取和空冷时析出.不含钼钢和含钼钢(0.1% Mo)中MC相的质量分数为0.049%和0.043%,由于钼的加入,含钼钢中Ti的析出量较少,但析出粒子更为细小,并定量得到了不含钼钢和含钼钢的析出强化效果分别为126 MPa和128 MPa

一、课程的目的与任务 本课程为物理系物理专业所开设,也可供应用物理专业参考。 本课程在高等数学(一元和多元微积分、幂级数和 Fourier级数、微分方程、场论、线性代 数)和普通物理(力学、热学、电学)的基础上,以讲授古典数学物理中的常用方法为主,适当介 绍近年来的新发展,为后继的基础课程和专业课程研究有关的数学物理问题作准备,也为今后工 作中遇到的数学物理问题的求解提供基础

针对现行鼓风炉挥发(熔炼)-反射炉还原炼锑工艺存在的流程长、能耗高、低浓度SO2烟气污染等问题,提出了一种基于选冶联合过程的锑提取新工艺——硫化锑精矿还原固硫焙烧直产金属锑.分别以ZnO和碳粉作为固硫剂和还原剂实现对硫化锑矿的固硫还原转化,直接产出金属锑,同时生成硫化锌,再分别分离得到金属锑粉和硫化锌精矿.本文采用控制变量法,分别考察了焙烧温度、碳粉粒度、ZnO配入量、焙烧时间对锑生成率和ZnO固硫率的影响.得到最佳条件如下:焙烧温度800℃、碳粉粒度100~150目、ZnO量为固硫所需理论量、焙烧时间2 h,在此条件下,锑生成率为90.4%,ZnO固硫率为94.8%,其中温度和ZnO加入量对焙烧效果有较大影响;同时对反应产物的分析和过程热力学计算表明焙烧过程分两步进行,即首先发生Sb2S3与ZnO的交互固硫反应生成Sb2O3,其后在高于700℃温度下Sb2O3被大量还原成金属锑.在不同品位的锑精矿综合实验中,均获得了90%左右的锑生成率和88%的固硫率,验证了工艺的可行性.新工艺低温低碳、清洁环保,易于开展工业化生产

基于Thermo-Calc热力学模拟软件、扫描电镜和能谱仪等实验手段,研究GH625合金铸态试样棒的显微组织,并对比讨论浇注温度对其显微组织的影响规律.GH625合金的铸态显微组织为发达的树枝晶,枝晶间可见δ相与M6C型碳化物伴生析出.一次枝晶臂间距λ1和二次枝晶臂间距λ2均随着浇注温度的升高而增大,而枝晶偏析程度则同时受扩散时间和扩散距离两方面因素的共同作用,综合相互作用导致1420℃浇注试样里Nb元素高度偏析,为枝晶间δ相的大量析出提供有利的浓度条件.因此,在制定浇注工艺时,需要综合考虑扩散时间和扩散距离的影响程度,选取合适的浇注温度(或者冷却速率)

通过挥发–冷凝实验装置进行小型烧结实验，运用X射线荧光光谱（XRF）、扫描电镜–能谱仪（SEM–EDS）及电感耦合等离子体发射光谱仪（ICP–OES）等分析检测手段，结合Factsage热力学模拟，对比研究了以木炭和焦粉为燃料，配加含铁粉尘的铁矿石烧结过程中，床层碱金属随烟气挥发迁移的规律、烧结前后的碱金属脱除率以及工艺措施对碱金属脱除的影响。结果表明，K相对于Na更容易被脱除，挥发至烟气中的碱金属化合物主要是KCl，其次为NaCl。增加燃料配比促进了碱金属元素的脱除；在燃料配比相同的条件下，木炭烧结的碱金属脱除效果不及焦粉烧结。烧结过程中，排入废气中的碱金属化合物被下部混合料层大量捕获、吸附，下部床层内捕集的碱金属氯化物促进了碱金属的氯化脱除。添加CaCl2后，以木炭为燃料时K和Na的脱除率高于焦粉工况，且产物中K和Na的含量较低。配合氯化脱除工艺将生物质应用于铁矿石烧结是烧结生产发展的可行方向

为了探究全进口矿条件下褐铁矿在烧结工艺中的合理配置，实现褐铁矿的高效利用以进一步提铁降本，针对S钢铁公司500 m2大型烧结机实际原燃料条件，基于试验用铁矿粉的常规理化性能和高温烧结基础特性开展了不同褐铁矿配比的烧结杯试验研究，结合Factsage 7.1热力学软件，模拟计算了不同褐铁矿配比条件下的黏附粉含量和理论液相生成量及性能，并采用矿相显微镜分析了烧结矿的显微结构，探明了褐铁矿与赤铁矿和磁铁矿的优化搭配规律。研究表明：澳大利亚褐铁矿具有粒度粗、矿化能力弱，同化温度低、黏结相强度差、吸液性强的特点，当褐铁矿质量分数由45%增加至55%时，提高磁铁精矿OD矿的质量分数至15%，同时降低OC矿质量分数至10%，烧结矿转鼓强度和低温还原粉化性能等指标达到最优，这是由于一方面提高磁铁精矿配比不仅具有增加黏附粉比例、改善液相生成数量和性能的作用，而且可以均匀液相分布，消除过熔现象；另一方面，增加磁铁精矿配比可以改善烧结料球的粒度组成，减少褐铁矿吸液量，提高烧结矿强度。因此，在高褐铁矿配比条件下，增加适宜的磁铁精矿配比有利于稳定烧结矿质量，全面改善烧结矿性能

铁氧化物是具有非化学计量比的化合物,非化学计量对铁氧化物的还原过程带来一系列影响.本文采用Dieckmann缺陷模型和Weiss的浮氏体理想固溶体模型分别对非化学计量比的磁铁矿和浮氏体进行了热力学计算.同时根据电荷守恒和物质守恒,对铁氧化物固溶体的综合缺陷度δ与还原失重率和亚铁含量的关系进行了分析,以期对实验终产物的判定提供依据.通过理论分析与计算,最终明确了不同化学计量比的磁铁矿和浮氏体在不同温度下的平衡还原势PCO(H2),即相应的优势区图.在给定还原势的纯赤铁矿等温还原过程(未有金属Fe生成时),当失重率小于6%时,还原产物属于Fe3+占优势的磁铁矿区域;当失重率高于6%时,反应进入Fe2+占优势的浮氏体区域

Ruhrstahl Heraeus（RH）精炼炉是重要的二次精炼装备，但在真空处理过程中会遇到钢液易挥发合金元素的损失量大的问题，且造成钢液真空喷溅的结瘤及对后续钢液的二次氧化。针对含锰钢RH真空处理过程锰的气化导致的元素损失及真空喷溅等问题，跟踪和研究了120 t RH不同真空处理模式下钢液中Mn元素的变化规律及迁移行为。分析了锰元素损失与其挥发和真空喷溅的关系，并在RH真空室内壁不同位置结瘤物的解剖实验中得到验证。研究表明，钢液中Mn元素在RH真空过程中存在着明显损失，真空前期损失量最大；RH真空室内壁结瘤物中锰氧化物的质量分数整体占比高达14%～70%；热力学计算结果显示：温度、钢中Mn的含量以及真空度对Mn的挥发行为均有着很大的影响，是真空过程锰迁移的关键影响因素。通过改进真空压降模式，采用步进式抽真空，元素锰的损失由原先的2×10?4降低至1×10?4，结果对现场生产具有很强的指导意义，通过改进真空压降模式可以有效的抑制钢液的喷溅和挥发，进而减少合金元素锰的损失

选择两种Mn含量不同的高铌TiAl合金Ti46Al8Nb2Mn0.2B和Ti46Al8Nb1.3Mn0.2B,通过热等静压(HIP)及后续热处理,结合组织和力学性能的分析,研究了Mn含量对高铌TiAl合金的组织和性能的影响.XRD和SEM背散射电子实验结果表明:Mn含量较高的Ti46Al8Nb2Mn0.2B合金,经热等静压及循环热处理,得到的双态组织较粗大,并且有少量脆性β相存在;Mn含量较低的Ti46Al8Nb1.3Mn0.2B合金,经热等静压后直接在双相区长时间保温处理,得到了细小的双态组织,并且完全消除了β相.室温拉伸实验表明,Mn含量的降低提高了Ti46Al8Nb1.3Mn0.2B合金的力学性能,其延伸率、屈服强度和断裂强度分别达到2.4%、548MPa和660MPa.断口形貌分析表明,室温下两种合金都属于解理断裂