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提出了两段CO深度去除法(M-O法):第1段采用选择性甲烷化和第2段采用选择性氧化,即对水汽变换(WGS)反应器出口约含体积分数为1%CO的重整气进行选择性甲烷化,将CO去除至0.1%以下,而后进行选择性氧化将CO去除至10×10-6以下.实验结果表明:一方面,与两段选择性甲烷化CO深度去除法(M-M法)相比,M-O法具有相近的热效率,工作温度移向低温,可在更宽的温度区间和更高的空速下满足CO去除深度的要求;另一方面,M-M法系统简单,而M-O法具有反应器更加紧凑的优势.此外,还探讨了在上述两种工艺过程的后段再附加上一段高空速选择性氧化过程,可将CO的去除深度进而提高到1×10-6以下,更加有利于质子交换膜燃料电池电站系统长时间连续运行的稳定性
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第一节 α肾上腺素受体阻断药 1.非选择性α受体阻断药 短效类: 酚妥拉明、妥拉唑林;长效类: 酚苄明 2.选择性α1受体阻断药 哌唑嗪 3.选择性α2受体阻断药 育亨宾 第二节 β肾上腺素受体阻断药 1.非选择性β受体阻断药 普萘洛尔 2.选择性β1受体阻断药 阿替洛尔和美托洛尔 第三节 α、β肾上腺素受体阻断药 拉贝洛尔
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以某含镍1.86%(质量分数)、铁13.24%(质量分数)的红土镍矿为对象,分别采用石煤和无烟煤作为还原剂,考察了煤种对红土镍矿中镍的选择性还原的影响.结果表明,用石煤作为还原剂能够达到镍选择性还原的目的.X射线衍射及扫描电镜分析研究表明,还原过程中镍、铁先以镍纹石形式存在,随着煤用量增加,逐渐变为以铁纹石形式存在.同时随着煤用量的增加,焙烧后生成的含镍铁矿物中镍的比例逐渐递减,而铁的比例逐渐递增.石煤为还原剂时焙烧产物中主要以镍纹石的形式存在,同时金属铁的生成量比无烟煤作还原剂时低,因此采用石煤作还原剂比无烟煤作还原剂对镍还原具有更强的选择性,可以得到更高镍品位的镍铁精矿
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测试了阴离子型低相对分子质量聚丙烯酰胺PAM A401作用对煤及高岭石絮体表观粒径分布、样品红外光谱以及表面润湿性的影响,并通过浮选速度实验验证PAM A401的作用效果.研究表明,12 mg·L-1PAM A401且循环搅拌11 min时,煤絮体累积粒度分布达到10%、50%和90%时对应的粒径分别是高岭石絮体的6.86、2.22和2.45倍,呈较好的絮凝选择性.吸附PAM A401后,煤的亲水性官能团特征峰增强,疏水性降低;高岭石的亲、疏水性官能团均有增加,疏水性略高.与常规浮选相比,选择性絮凝浮选实验的浮选速率较大,捕收剂用量降低30%.浮选3 min时,选择性絮凝浮选实验的可燃体回收率为81.57%,较常规浮选实验高3.64%,精煤灰分相当.PAM A401虽使煤颗粒的表面润湿性降低,但微细粒煤颗粒表观粒径增大的效应促进微细粒煤泥的分选
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对镍铁矿原料及不同温度还原焙砂进行矿物学研究,探究镍铁矿选择性还原焙烧发生的相变.研究结果表明:镍铁矿主要金属矿物为褐铁矿,其次为赤铁矿;Ni在不含锰的铁矿物中分布较均匀,而在含Mn的铁矿物中分布相对集中,并与Mn伴生.镍铁矿在还原焙烧过程中Fe、Ni和Co随温度升高逐渐发生还原、相转化和迁移富集的过程.选择性还原焙烧必须严格控制焙烧温度,要达到Ni、Co和Fe的选择性还原并形成Ni高、Fe低的合金相和磁铁矿,焙烧温度采用750℃较合适,在该温度下形成的合金相组成为55.55% Ni、9.86% Co及33.99% Fe,Ni的金属转化率为88.49%,铁氧化物主要为磁铁矿
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针对传统选矿方法难以回收低品位红七镍矿中有价金属镍的问题,采用选择性还原焙烧法研究了不同焙烧温度以及不同焙烧时间条件下红土镍矿(Ni品化为1.49%)中发生的微观结构变化以及相变转化.通过X射线衍射、扫描电镜及X射线能谱分析等测试手段分析表明,在不同焙烧温度及不同时间条件下经选择性还原后的红土镍矿中,镍氧化物逐渐被还原成镍铁合金相,铁氧化物主要转变成浮氏体相,硅酸盐主要以橄榄石形式存在.最后通过还原焙烧磁选试验证实,还原剂为烟煤,添加剂为NCS,两者用量分别为原矿质量的2%和7%,在1200℃条件下焙烧50min,磁选分离得到镍铁产品中镍品位为9.78%,镍的回收率为92.06%,镍铁回收率差为62.51%,实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原
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方法和适用范围 氯离子选择性电极法和甲基紫法 适用于各种配合饲料的质量检测 氯离子选择性电极法 方法原理:本法通过氯离子选择性电极的 电位对溶液中氯离子的选择性响应来测定氯离子的 含量,以饲料中的氯离子含量的差异来反映饲料的 混合均匀度
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一、选择性滴定可能性判断 当M与N两种金属离子共存时,它们均可与EDTA配 位,要准确滴定M,而N离子不干扰。经推导计算 ,得: lgK5 (CM>CN) 若不能满足条件,要采用方法提高滴定的选择性
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总结讨论了熔锍及熔融金属中元素选择性氧化的行为,举出镍锍中Ni与S,铁液中Cr、V、Nb、Mn或P与C作为应用的实例。利用热力学分析提出氧化的转化温度的概念,并指出二步及一步计算该温度的方法。在排除新相生成的晶核能的条件下,氧化的转化温度与氧的存在形式(无论是气态O2,熔于金属液中的[O]或炉渣中的FeO)以及氧的压力或活度无关,而只决定于参加反应的物质及产物的本质及活度(压力)。同时,转化温度不是一成不变的温度,而是随着熔池组成的改变而不断地变化。降低气体氧化产物的分压将有助于降低氧化的转化温度。理论计算的转化温度可提供使熔池中一个元素的优先氧化而使另一元素保留不变的最佳条件。小型试验和工业上实践证明,转化温度的概念可以成功地控制吹炼操作,作到按意图进行选择性氧化。影响熔池内元素氧化顺序的动力学因素也作了简略的分析。对镍锍脘S,不锈钢脱C以及高碳锰铁降C的吹炼,熔池温度永选要高于相应熔池组成的转化温度。而对铁水脱Cr和铁水提V或Nb,熔池温度则应保持低于相应熔池组成的转化温度。P、C在铁水中的氧化顺序,除与转化温度有关外,还取决于熔渣组成以及CO承担的压力
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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
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