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1.
在粗糙集理论中,精度是量化由粗糙集边界引起的不精确性的一种重要数字特征,但传统精度没有考虑到由关系覆盖导出的颗粒大小。本文通过引入独立邻域集的概念,给出一种新的广义粗糙集精度的度量。 相似文献
2.
针对便携式电子产品充电器质量参差不齐,且充电效率低下的现象,设计了一种基于PIC单片机的智能充电系统,实现对不同类型电子产品的智能充电。根据智能充电系统的要求,完成了系统总体框架的设计。在硬件设计方面,详细阐述了由充电芯片MAX1898和单片机PIC16F716为核心的硬件电路模块,在软件设计方面,详细阐述了软件的实现流程及控制流程。 相似文献
3.
针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标.结果 表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24 g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%... 相似文献
4.
粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明:WO3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。 相似文献
5.
焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金 相似文献
6.
非平衡等离子体消除乙硫醇 总被引:1,自引:0,他引:1
采用脉冲电晕放电等离子体对乙硫醇进行消除实验,探索了气体流量(停留时间)、气流中水分含量对消除率的影响规律。结果表明,随着气体流量的增大,乙硫醇在反应器内的停留时间减小,能量密度减小,消除率降低;消除率随水分含量的变化并非呈单方向增大或减小,而是存在一个最佳范围,从实验结果来看,水分含量为3.2~3.5 g/m3,消除率明显高于水分含量低于3.2 g/m3或高于3.5 g/m3时的消除率。采用GC-MS、FTIR和SGA94-SO2型单项气体分析仪等仪器对乙硫醇的消除产物进行了分析,主要产物为CO2、H2O和SO2,未检测到有机产物。根据实验数据分析了乙硫醇的反应动力学特征,发现乙硫醇在脉冲电晕等离子体体系中的反应符合一级反应动力学特征,反应速率常数为0.0729 s-1。 相似文献
7.
8.
近几年来,我国对于互联网和相关新媒体工作的规划已经开始呈现密集的特点。在我国相关政策的支持下,新媒体发展理念得到重新规划。通过“智能+”的方式有效推动新媒体向数字生态系统方面发展。先说明“智能+”与全媒体视域下中国新媒体的总体内容,然后说明中国新媒体的未来发展趋势。 相似文献
9.
进入21世纪的今天,高层办公建筑在世界各地已日益成为城市社会、财政、金融,经济活力的显标志,然而与此同时,大量的现代办公环境却建立在一种奢侈的消费方式的基础上:恒温,恒湿的中央空调与大量的人工照明系统蚕食着自然界有限的资源,上班族们似乎早已习惯了荧光灯、镇流器,风机盘管与一年 相似文献
10.
某碳酸盐型萤石矿CaF_2含量为28.05%、CaCO_3含量为18.45%、硫含量为0.50%。针对矿石含硫量较高,有用矿物与脉石紧密共生且部分矿石易发生过粉碎的情况,采用"优先浮硫—萤石粗精矿再磨再选"的浮选工艺处理该萤石矿石。在磨矿细度-0.074 mm占80%、丁基黄药用量200 g/t、2号油用量50 g/t条件下预先脱硫及部分细泥,浮硫尾矿进行萤石浮选;采用酸化水玻璃+腐殖酸钠为萤石浮选组合抑制剂,在油酸用量400 g/t、碳酸钠用量1 200 g/t、抑制剂用量1 500 g/t条件下进行粗选,粗精矿再磨至-0.038 mm占85%,采用1粗2扫5精的萤石浮选流程,可获得CaF2品位98.07%、回收率80.80%的萤石精矿。 相似文献