采用温挤压技术对40Cr钢进行成形试验，考察了不同温度下温挤压试样的摩擦-磨损行为.通过扫描电镜、能谱仪和X射线衍射仪分析了40Cr钢磨损后表面形貌、化学元素分布和物相组成，讨论了40Cr钢温挤压的磨损机理.结果表明，在挤压温度为550℃时试样晶粒尺寸细小，残余奥氏体含量较高，硬度最高，其磨损性能为最佳；而当温度为650℃和750℃时，晶粒尺寸较粗大，残余奥氏体含量降低.在5N载荷作用下，挤压温度为550℃时，摩擦因数为0.7667；当挤压温度达到650℃，摩擦因数为0.8587，提高了12.01%，磨损性能降低；750℃时，摩擦因数为0.8764，相比550℃提高了14.31%，磨损性能进一步变差；在550、650和750℃时，磨损形式主要为磨粒磨损

利用电加工的方法在不锈钢表面分别制备了垂直织构和倾斜织构两种条纹织构试样，利用UMT-3摩擦磨损仪研究了具有不同倾斜角表面织构试样的摩擦性能，考察了在干摩擦和油润滑条件下摩擦接触副在织构区摩擦系数的变化情况，分析了条纹织构倾斜角对摩擦性能的影响.结果表明，钢球在织构表面区域滑动过程中，摩擦系数经历了一个先降低后增高的过程，即织构的存在导致了摩擦系数的波动.与垂直织构相比，倾斜织构会导致更明显的摩擦系数波动，且波动幅度与织构倾斜方向有关.当摩擦方向与织构倾斜方向相同时，摩擦系数的变化幅度较反方向更大

考察了电解液中掺硫剂TS、添加剂SB的质量浓度及电流密度等关键因素对镍扣含硫量和产品物理外观的影响,研究了1#电解镍与含硫镍扣产品电化学活性的区别,确定了采用硫化镍可溶阳极电解制备含硫活性镍扣的工艺和最佳技术参数.最佳技术参数为：掺硫剂TS的质量浓度7.53 mg·L-1、添加剂SB的质量浓度36.97 mg·L-1）、平均表观电流密度1300 A·m-2,其他技术参数与电解镍生产技术参数相同.在上述条件下制备出的含硫镍扣,外表光亮,形状规则,硫的质量分数在0.01%~0.03%之间.其电化学活性较强,化学成分也均符合1#电解镍的要求.该工艺目前已应用于工业生产,产品可以满足精密电镀行业所需特殊电镀阳极的需求

本文考察了二十种常用有机合物钙吸光度的影响,结果表明:四种脂肪酸对钙的吸收信号有抑制作用;而其它试剂都有不同程度的增感作用,其中以磺基水扬酸的增感作用最大。较全面地研究了磺基水场酸对空气-乙炔火焰原子吸收测钙的影响,发现磺基水扬酸不但可作为钙的增感剂,同时又是干扰抑制剂,尤其适用于钢铁中钙的测定,回收实验结果较满意。并对有关机理进行了初步探讨

本工作在三区流化床粉煤气化的基础上,对双区流化床粉煤气化区间气、固掺混进行了冷态研究。实验结果表明,三区流化床改为双区方案是可行的,在原三区的基础上适当提高流化指数可满足燃烧区和气化区热交换的要求,且能减少煤气和烟气的掺混;分区流化床粉煤气化以薄料层操作,有助于提高煤气的发热值;此外,还考察了床内纵向构件和固体粒度分布对区间气体掺混的影响,床内纵向构件可减少两区的气体掺混,进一步提高煤气的发热值

提出采用煤较低温度下选择性还原选铜尾矿中的铁, 还原球团磁选回收铁的技术, 并考察了还原温度、还原剂用量、还原时间、活化剂用量对选铜尾矿选择性还原回收铁的影响, 得出最佳工艺条件: 还原温度为1200℃, 还原剂用量为原料质量25%, 还原时间为2 h, 活化剂用量为原料质量5%;在最佳工艺条件下, 磁选精矿中铁质量分数超过90%, 铁回收率大于95%.借助X射线衍射仪、光学显微镜和扫描电子显微镜等检测手段对原料、还原球团、磁选矿的矿相组成和结构进行分析, 揭示了铁矿相还原及金属相生成/融合演变规律: 升高温度促进金属相的还原、融合兼并和生长; 增加还原剂用量使金属颗粒的融合兼并变得更加普遍; 延长还原时间促进金属粒子的融合和铁橄榄石相的还原; 活化剂促进金属粒子的扩散和融合.金属颗粒的兼并生长促使其粒度增大, 粗粒金属颗粒在磁选工序裹夹带入磁选精矿的渣相量相对较少, 磁选精矿铁含量显著提高

研究了微波加热条件下（500～800 ℃），AlCl3氯化钒渣中有价金属Fe、Mn、V和Cr变温动力学。通过X射线衍射和扫描电镜能谱表征了氯化产物随时间的物相演变和形貌变化，考察了AlCl3/钒渣的质量比和熔盐配比对氯化提取率的影响。结果表明，AlCl3/钒渣的质量比为1.5、(NaCl-KCl)/AlCl3熔盐质量比为1.66∶1时Fe、Mn、V和Cr的提取率最佳，分别为91.66%、92.96%、82.67%、75.82%和63.14%，微波加热30 min，5种元素的提取率达到或者超过常规加热方式6 h的氯化提取效果。通过热力学和动力学分析，橄榄石相优先于尖晶石相发生氯化反应。而且V和Cr的氯化反应速度小于Fe和Mn。Fe和Mn氯化过程为扩散控制，其非等温扩散活化能为17.02和17.10 kJ·mol?1, V和Cr在氯化过程中的限制性环节为界面化学反应，其表观活化能分别为40.00和50.92 kJ·mol?1；微波与熔盐耦合强化氯化反应的机理可以描述为扩散作用增强和局部化学反应增强

基于实际的工程参数建立了高压直流干扰电场计算模型，利用数值模拟计算技术对高压直流干扰大幅值管地电位的产生原因进行探究。考察接地极与管道之间的间距、管道防腐层类型、管道长度及土壤结构等因素对高压直流干扰下管地电位的影响规律，得到高压直流干扰大幅值管地电位是在接地极与管道距离较近、防腐层的绝缘性能较高、管道长度较大及上低下高的土壤电阻率分层结构共同作用下产生的

工业中常用带埋管的移动床来加热或冷却固体颗粒物料,其过程涉及颗粒流与管壁间的复杂传热,而颗粒绕流圆管的流动过程对其传热效果起着决定性作用.为简化描述颗粒的流动过程,通过分析颗粒绕流圆管的特性,建立了拟漏斗流模型,并给出了模型所需颗粒绕流圆管描述参数的取值范围,模型可用以求取颗粒绕流圆管的速度场和时长等参数.建立了埋管移动床实验系统,考察了颗粒绕流顺排管束的过程;同时利用离散单元法(DEM)对该过程进行数值模拟,获得了颗粒绕流圆管的流动过程,并利用移动床实验结果对比验证了离散单元法数值模拟结果;最后,对比了基于拟漏斗流模型的计算结果和离散单元法数值模拟结果,并根据此结果对拟漏斗流模型的描述参数进行了确定

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