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1982年 | 2篇 |
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41.
CMSD是以硫化钠和硫氢化钠为主要原料制备的一种新型铜钼分离浮选抑制剂。以黄铜矿和辉钼矿单矿物为对象,采用红外光谱分析和量子力学计算方法研究了CMSD的抑制作用机制。结果表明:CMSD在黄铜矿(112)面和(101)面发生化学吸附,在辉钼矿(001)面不发生化学吸附;CMSD在黄铜矿(112)面和(101)面上的吸附是通过CMSD中的HS-同时与这2个晶面上的Cu、Fe原子作用完成的;CMSD对黄铜矿的抑制是利用HS-吸附在黄铜矿的表面,降低黄铜矿的表面能,影响混合烃油在黄铜矿表面的吸附,从而降低黄铜矿的浮游性而实现的。 相似文献
42.
甘肃花牛山铅锌硫化物矿石中伴生银的回收 总被引:2,自引:0,他引:2
为了提高花牛山铅锌硫化矿石中伴生银的回收率,进行了原矿工艺矿物学和银赋存状态研究,在此基础上,采用混合用药、适当降低铅精矿主品位、粗精矿再磨等多种技术措施,使伴生银的回收率有了较大幅度的提高,同时,铅、锌主金属的选矿指标也得到了改善。 相似文献
43.
研究了氧化亚铁硫杆菌在黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿表面的吸附情况,结果表明,氧化亚铁硫杆菌在4种硫化矿物表面的吸附无明显选择性;溶液初始pH值对氧化亚铁硫杆菌在4种硫化矿物表面的吸附几乎无影响,但酸性环境有利于吸附的发生;细胞悬浮液浓度为0.1~1.0 g/L、矿浆浓度为15 g/L以上和温度为20~30 ℃是氧化亚铁硫杆菌在4种硫化矿物表面吸附的较适宜条件。扫描电子显微镜检测结果显示,氧化亚铁硫杆菌细胞表面的荚膜是重要的吸附位。红外光谱分析结果表明,氧化亚铁硫杆菌细胞表面含有-OH、-NH2、C=O、C-O等活性基团,它们在吸附过程中起重要作用。 相似文献
44.
45.
针对齐大山铁矿选矿厂二次分级作业因窄粒级给矿而导致的分级效率低的问题,在对现场水力旋流器系统考查的基础上,通过数值模拟方法,深入地研究了水力旋流器结构参数对分级效果的影响。结果表明,进料体结构改为螺旋线进料体,底流口直径由152 mm改为110 mm,溢流口直径200 mm保持不变,复合锥角为中锥锥角12°,小锥锥角20°,新结构旋流器分级效率较现场旋流器提高了7.37个百分点。新结构水力旋流器有效改善了齐大山铁矿选矿厂二次分级效率低的问题,并为同类型矿山水力旋流器结构优化提供了参考和依据。 相似文献
46.
2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠对铜铅硫化矿可浮性的影响 总被引:3,自引:0,他引:3
在丁铵黑药浮选体系中,研究含有—OH和—CSS—的2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠(SGX)对黄铜矿和方铅矿的抑制效果,并通过动电位和吸附量的测试,探讨抑制剂SGX与矿物的相互作用机理。浮选试验研究结果表明:在整个p H范围内,抑制剂SGX对黄铜矿有活化作用,而对方铅矿有很强的抑制作用。随着抑制剂SGX用量的增加,方铅矿的回收率迅速下降,而黄铜矿的回收率有小幅度的升高。在矿浆p H为6的条件下,人工混合矿浮选得出的精矿中铜的品位和回收率分别为29.52%和82.15%。通过动电位和吸附量的测试结果可知,抑制剂SGX在方铅矿表面有较强的吸附,而在黄铜矿表面吸附很弱。 相似文献
47.
为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明:试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮-摇床重选选铋-抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。 相似文献
48.
选矿废水中残留的选矿药剂会对环境及人类生活产生重要影响,因此,如何实现选矿药剂的有效降解逐渐被选矿工作者重视,为此考察了乙硫氮在水体中的降解特性。结果表明:升高温度、延长静置时间、降低溶液pH均有利于乙硫氮的降解;在反应温度为25 ℃、反应溶液pH为5.98、静置5.5 h时,乙硫氮降解率可达88.40%;添加H2O2可显著提高乙硫氮的降解率,缩短降解时间;在反应温度为25 ℃、反应溶液pH为5.98、H2O2用量为8.00×102 mg/L、静置时间为5 min时,乙硫氮的降解率可达99.69%。研究结果可以为含乙硫氮选矿废水的处理提供技术依据。 相似文献
49.
齐大山铁矿矿石铁品位为31.56%,其中FeO含量为6.59%,主要铁矿物为赤铁矿和磁铁矿,原采用阶段磨矿-粗细分级-重选-磁选-阴离子反浮选工艺,对微细粒铁矿物回收效果差。为改善细粒铁矿物的回收效果,提高选厂经济效益,对齐大山铁矿石开展了选矿工艺优化研究。结果表明:当一段磨矿细度为-0.074 mm占65%,二段磨矿细度为-0.074 mm占90%时,采用阶段磨矿-粗细分级-阶段重选-磁选-阴离子反浮选流程处理矿石,可以获得铁品位和回收率分别为66.80%和82.90%的综合精矿,其中重选精矿占比高达70.21%,弱磁选精矿占比为7.57%。一段螺旋溜槽粗选尾矿直接给入磁选-反浮选,能有效避免微细粒级铁矿物的损失;降低旋流器分级作业沉砂粒度,增加重选作业处理量;增加弱磁精选作业,直接产出最终精矿等措施,对降低浮选作业药剂用量和最终选矿成本具有重要意义。试验成果对实现鞍山式铁矿石的高效分选具有指导意义。 相似文献
50.