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用光学显微镜,透射电子显微镜及X射线衍射技术研究了粉末高温合金FGH95在热等静压及热等静压加热处理状态的显微组织。结果指出:在上述两种状态下试样中存在着γ'、MC、M23C6相,在原粉末颗粒边界发现有富A1和Zr的氧化物
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为了探究含碳球团还原熔分机理,将分析纯的Fe2O3、氧化物和不同还原剂固结成球并进行等温还原实验,研究了温度、还原时间、配碳量、还原剂种类等条件对球团还原熔分行为的影响.进一步采用X射线衍射、扫描电子显微镜等手段表征了含碳球团在不同还原时间的微观结构及物相变化.实验结果表明:焙烧温度过低或过高含碳球团都不能良好熔分,配碳量增加可以提高球团还原和熔分速率,适宜的温度、碳氧摩尔比、还原剂分别是1400℃、1.2和煤粉.含碳球团还原熔分包括直接还原反应、间接还原反应、碳的气化反应、渗碳反应和铁的熔化反应,最后实现渣铁分离
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进行了组合抑制剂CCSL分离方铅矿、闪锌矿与磁黄铁矿的浮选研究.单矿物浮选实验结果表明,浮选过程添加该组合抑制剂时,磁黄铁矿基本不浮,而方铅矿与闪锌矿的可浮性很好.方铅矿与磁黄铁矿混合矿浮选实验结果表明,添加该组合抑制剂时,方铅矿的浮选回收率可达90%以上,而磁黄铁矿基本不浮,从而很好地实现两种矿物的分离;闪锌矿与磁黄铁矿混合矿浮选实验结果表明,添加该抑制剂时也能实现两种矿物的分离,但分离效果不及方铅矿与磁黄铁矿.X射线光电子能谱、红外光谱、Zeta电位测试表明,CCSL处理后的磁黄铁矿表面的醋酸根吸附不是单纯的物理吸附.紫外吸收光谱扫描结果表明,CCSL中的醋酸根并没有阻碍磁黄铁矿表面双黄药的生成,磁黄铁矿可浮性下降仅仅是由于醋酸根对其造成的亲水性大于双黄药造成的疏水性.CCSL中的醋酸根既与磁黄铁矿中的Fe3+发生亲合,又与水中的H+形成氢键,最终增强了磁黄铁矿的亲水性;而醋酸根对方铅矿和闪锌矿基本没有影响,这是组合抑制剂CCSL能够分离方铅矿、闪锌矿与磁黄铁矿的原因
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采用化学气相沉积法以泡沫镍为模板制备三维多孔网状泡沫石墨烯(GF),利用水热法在其表面垂直生长氧化锌纳米线阵列(ZnO NWAs),得到三维形貌的ZnO NWAs/GF复合材料.采用扫描电镜、透射电镜、X射线衍射、拉曼光谱等测试方法对该复合材料进行了表征.结果表明:制备的石墨烯层数较少且纯净无缺陷.ZnO NWAs垂直于三维GF表面且尺寸分布均匀.利用电化学方法用ZnO NWAs/GF检测左旋多巴(LD).电化学测试结果表明,ZnO NWAs/GF在线性范围为0~80μmol·L-1内检测LD时,检测灵敏度为0.41μA·(μmol·L-1)-1,且具有良好的重复性和稳定性.在尿酸(UA)干扰下,ZnO NWAs/GF对检测LD有很好的选择性
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本文对10Cr-15Co-Ni基高温合金多种热处理状态下的析出相进行了鉴定,着重对比了标准热处理及等温弯晶热处理后的合金相,证明经上述两种不同热处理后相的种类、数量、组成基本相同,主要存在四种相:γ'、MC、M6C及M3B2,无M23C5。探讨了MC-M5C-M3B2的化学分离条件,同时辅之以相应的x射线衍射法。研究表明分离结果基本可靠
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以两种红土镍矿为研究对象,通过光学显微镜、电子显微镜、X射线衍射等手段对试样进行了分析,对比其异同点,并进行选择性还原焙烧实验,研究红土矿原矿性质对其还原焙烧的影响.结果发现,两种试样所含主要矿物相同,载镍矿相同,镍在原矿中分布规律也相似,但由于Fe、Si和Mg含量的差异造成其选择性还原焙烧-磁选结果有很大差异.其原因可能是焙烧过程中铁、镁、钙等阳离子和硅氧离子形成不同硅酸盐,影响了焙烧矿的熔融性和镍的反应活性
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本文用薄晶体电镜,x射线衍射形貌和金相腐蚀坑法研究了氢区熔硅单晶热处理缺陷形成机理。通过变温热处理,发现氢区熔硅单晶热处理缺陷主要是由氢沉淀引起的。沉淀过程可能首先是Si-H键分解,然后是氢的扩散聚集,测出沉淀过程激活能是56.000±3000卡/克分子,它可能是Si-H键的分解激活能。沉淀物的析出面是{111}晶面,几何形态起始近似球状,然后变成扁椭球,最后是沿方向拉长的片状沉淀物。随着沉淀物的长大,在一定温度下(约600-700℃)会在沉淀物周围发射稜柱位错环,其分布形态和热处理温度有关。高温热处理时,沉淀物周围能发射出高对称的多组稜柱位错环,形成\星形\位错群。稜柱位错的稜柱面是{111}晶面,柏氏矢量是a╱2。发射方向是方向,位错线是方向
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采用线材火焰喷涂制备铝基涂层,随后对涂层进行重熔和扩散处理.利用扫描电镜、X射线衍射仪、能谱仪、摩擦磨损实验仪等对涂层的成分、物相、耐高温氧化性能、耐蚀性能等进行分析测试.结果表明:涂层分为两层,外层的物相主要是Al、FeAl3、内层是Fe2 Al5和少量的FeAl3;显微硬度有了很大程度的提高,峰值可达HV 950;渗铝试样在800、900℃进行高温氧化实验几乎不增重,抗氧化性能较铸铁可提升几十倍;同时试样也兼具良好的耐摩擦磨损和耐腐蚀性能
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提出了一种以Na2CO3为添加剂、以煤为还原剂的还原分离方法,将原矿中铁的氧化物还原为铁单质粉末通过磁选分离回收,将水铝石矿物转化为铝酸钠溶出分离回收.通过单因素实验考察了还原温度、还原时间、Na2CO3用量和还原剂用量对粉末铁品位、铁回收率和氧化铝溶出率的影响,并用X射线衍射分析、扫描电镜观察和能谱分析等方法研究了反应的过程和机理.通过正交试验优化了实验参数,获得的最优条件为还原温度1150℃,还原时间45 min,Na2CO3用量40.47%,还原剂用量11.9%;在最优条件下,粉末铁品位为95.88%,铁回收率为89.92%,氧化铝溶出率为75.92%
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针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出
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