为研究煤层深孔聚能爆破致裂增透机理,构建聚能爆破分析模型,运用理论分析与数值模拟相结合的方法探讨聚能爆破时聚能射流的成型机理、爆炸应力波的传播特点、煤体力学特征和裂隙扩展机理.结果表明：聚能槽集聚爆轰能量形成聚能射流并产生聚能效应,聚能效应显著改变了爆炸应力波的传播特性和煤体的力学性质,在聚能方向煤体所受压应力峰值是非聚能方向的1.10~1.29倍,有效地促进了裂隙的扩展;且主聚能方向煤体所受压应力峰值由次聚能方向的0.85倍增大到1.06倍,放缓了煤体所受应力的衰减速度.此外,煤层深孔聚能爆破工程应用实验表明,聚能爆破后抽采孔平均瓦斯含量是聚能爆破前的1.58倍,有效地提高了煤层透气性和瓦斯抽采率

以碳纤维作为载体,采用电沉积法制备碳纤维负载零价铁(PCF-ZVI),利用扫描电镜、能谱仪及X射线衍射仪对其进行了表征,并考察了其对水溶液中Cr(VI)的去除效果.实验结果表明:碳纤维负载零价铁对水溶液中的Cr(VI)具有很好的去除效果.当铁碳质量比为2∶1,投加量(以Fe0计)为2 g·L-1,Cr(VI)初始质量浓度为20 mg·L-1,pH值为5,反应时间40min后,Cr(VI)的去除率可达99.96%,碳纤维上负载的零价铁对Cr(VI)的还原过程为准一级动力学,并且还原速率与反应温度的关系符合Arrhenius定律,反应活化能为20.683 k J·mol-1

根据现场点荷载强度试验的统计结果和损伤力学原理，提出了一种新的岩体损伤度计算方法，即点荷载强度计算方法.为了验证该方法的可靠性和准确性以及这种方法计算的岩体损伤度与岩体完整性指数之间的关系，进行了一系列理论推导和现场岩体声波测试与实验室岩石声波测试.结果表明：该方法计算的损伤度与岩体完整性系数表现出很好的一致性，并且该方法计算的损伤度与巷道松动圈内岩体损伤度的变化趋势一致.实测值与理论值之间的误差都在7%以内，说明通过该方法计算岩体损伤度有较高的准确性和可靠性

针对铅锌冶炼企业产出大量含铅固体废弃物难以环保经济回收的难题,提出从多种含铅废料中回收二次铅的还原造锍熔炼新工艺.在热力学计算的基础上,进行以铅膏、铅渣、铅烟灰和黄铁矿烧渣的设计混合料为熔炼对象,以氧化铁为固硫剂,焦粉为还原剂,苏打和芒硝作为添加剂的工艺实验,研究熔炼过程中各影响因素对铅和银直收率的影响.得到优化的工艺条件:FeO/SiO2质量比为1.10,CaO/SiO2质量比为0.30,添加剂组成中Na2CO3/Na2SO4质量比为7∶3,焦粉用量为含铅物料质量的15%,熔炼时间为2 h,熔炼温度为1200℃.在此条件下综合实验中铅直收率为85.95%,银直收率为83.15%.新工艺具有固硫、综合利用和一步炼铅的优点

真空电弧重熔镍基高温合金GH220,自耗电极端部熔化区\突出环\内部的镁分布基本均匀;而熔化液层及液固两相区的镁分布不均匀,从熔化液层表面到原始电极区镁含量显著增高。熔化液层中距表面约0.3毫米内的镁含量[Mg]s和重熔锭镁含量[Mg]i均与电极原始镁含量[Mg]e呈直线关系,本试验条件下,[Mg]s=0.18[Mg]e;[Mg]i=0.30[Mg]e。重熔过程的镁挥发主要发生于电极端部熔滴形成阶段,挥发过程主要受控于镁由原始电极向熔化液层-气相界面迁移的速度,传质系数K12=0.107厘米·秒-1。真空感应熔炼GH220,镁挥发受液相边界层中扩散与界面挥发反应的混合控制,并非受控于气相边界层中镁的扩散。在试验条件下,液相边界层中镁的扩散与界面挥发反应总传质系数K23=10-1~10-2厘米·秒-1,而气相边界层中镁扩散的传质系数K4=47.17厘米·秒-1。根据(d[Mg])/dτ=-K23·VA及-K23与工艺参数的关系,建立了镁挥发的数学模型,即[Mg]e与镁加入量、挥发温度、气相压力、保持时间、合金液面面积、溶体体积之间的定量关系式。此模型在实验室和生产条件下均得到了很好的验证,可用于调整真空感应熔炼的工艺参数,实现有效的控制合金镁含量

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

通过金相显微镜、扫描电镜、电子探针显微分析、透射电镜及热力学计算软件研究C和N含量对铸态及时效态18Mn18Cr高氮钢析出相特征及形成机制的影响.研究发现在铸态，随C/N质量比降低，析出相依次为Cr23C6相、σ相和Cr2N相.增加C或N含量可分别促进Cr23C6相和Cr2N相析出.C和N含量影响实验钢凝固模式及不稳定铁素体相共析分解产物.18Mn18Cr0.44N钢凝固模式为AF模式，不稳定铁素体相共析分解反应为δ→σ+γ2（0.025% C）和δ→γ2+Cr23（CxNy）6（x/y>1）（0.16% C）；18Mn18Cr0.72N钢凝固模式为A模式，晶界处存在少量颗粒状Cr2N相.在固溶时效态，实验钢仅析出片层状的Cr2N0.39C0.61相.随C+N含量增加，片层状析出相体积分数和片层间隙增加，析出孕育时间减少

设计了一种0.7C的低合金超细贝氏体钢，并通过膨胀仪、二体磨损实验、光学显微镜、扫描电镜、X射线衍射、激光扫描共聚焦显微镜及能谱仪，研究了不同等温淬火温度对超细贝氏体钢的贝氏体相变动力学、微观组织以及干滑动摩擦耐磨性的影响，揭示超细贝氏体钢在二体磨损条件下的耐磨性能和磨损机理.研究结果表明，不同等温温度下的超细贝氏体钢都由片层状贝氏体铁素体和薄膜状以及块状的残留奥氏体组成；随着等温温度的升高，超细贝氏体的相变速率提高，相变孕育期及相变完成时间缩短，但贝氏体铁素体板条厚度增加，残留奥氏体含量增加，硬度值有所降低；超细贝氏体钢磨损面形貌以平直的犁沟为主，主要的磨损机理为显微切削；不同等温温度下所获得的超细贝氏体的耐磨性能都优于回火马氏体，且随着等温温度的降低，耐磨性能提高.其中在250℃等温所获得的超细贝氏体钢具有最优的耐磨性能，其相对耐磨性为回火马氏体的1.28倍.这主要与超细贝氏体钢中贝氏体铁素体板条的细化及磨损过程中残留奥氏体的形变诱导马氏体相变（TRIP）效应有关

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

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