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221.
以金川镍矿二矿区富矿矿石为研究对象,通过浮选试验、浮选动力学方程模拟和粒度检测,研究超声波作用对硫化镍矿物浮选行为的影响。结果表明,对磨矿后的矿浆,经超声处理后再进行浮选可以得到更高的镍品位和回收率;金川镍矿的浮选速率符合二级矩形分布动力学模型,超声波作用使得浮选速率常数显著提高,粗粒硫化矿物的浮选行为改善。  相似文献   
222.
为了加速铝土矿浮选尾矿的沉降,河南某铝土矿选矿厂使用了以聚丙烯酰胺为主的絮凝剂。沉降槽溢流水返回至浮选作业,导致精矿Al2O3回收率和铝硅比显著降低,试验证明与回水中絮凝剂的累积有关。增大分散剂用量、延长搅拌时间、增大捕收剂用量,可显著降低絮凝剂对铝土矿浮选的影响。当回水返回比例为50%70%时,可兼顾精矿品质与回水利用率。  相似文献   
223.
通过浮选、沉降、吸附量试验,接触角测试和显微镜观测,研究蛇纹石对黄铁矿浮选的影响。结果表明,矿物粒度在蛇纹石与黄铁矿的浮选分离中起着重要作用,比黄铁矿粒度小的蛇纹石颗粒能够通过异相凝聚作用吸附在黄铁矿表面,改变黄铁矿的表面性质,影响黄铁矿的浮选。蛇纹石表面是亲水的且不吸附捕收剂戊黄药。蛇纹石吸附在黄铁矿表面,降低黄铁矿表面疏水性和戊黄药在黄铁矿表面的吸附量,使黄铁矿浮选回收率降低。增加戊黄药在黄铁矿表面的吸附量能够一定程度上恢复被抑制的黄铁矿的浮选回收率,但蛇纹石用量较高时,黄铁矿浮选回收率仍降低。因此,微细粒蛇纹石通过异相凝聚作用在黄铁矿表面附着,降低黄铁矿表面疏水性是蛇纹石影响黄铁矿浮选的主要原因。  相似文献   
224.
对某高铁铬铁矿先进行弱磁选回收磁铁矿, 后采用强磁选回收铬铁矿。研究结果表明, 磁场强度是影响选别指标的主要因素。对于Cr2O3品位为31.23%, TFe品位为28.81%的原矿, 经磁场强度为0.12 T的弱磁选, 可获得TFe品位为55.89%, 回收率为58.71%的铁精矿; 弱磁选尾矿再以磁场强度为0.9 T进行强磁选, 可以获得Cr2O3品位为41.43%, 回收率79.31%的铬精矿, 实现了铬铁矿与磁铁矿的综合利用。  相似文献   
225.
微细粒蛇纹石的可浮性及其机理   总被引:15,自引:2,他引:13  
通过浮选实验、润湿接触角测定、Zeta电位测试和泡沫水回收率测定,考察pH值、样品粒度、矿浆浓度和起泡剂种类与用量等因素对金川硫化铜镍矿中的主要脉石矿如微细粒蛇纹石可浮性的影响,并对其机理进行分析.结果表明:蛇纹石的润湿接触角为37.6-,属于亲水性矿物,天然可浮性差;随着蛇纹颗粒粒度的减小以及矿浆浓度的增大,其浮选回收率升高;起泡剂对蛇纹石的表面电性和润湿性影响不大,而在微细粒蛇纹石的浮选中,不同起泡剂种类和用量下的泡沫水回收率与矿物浮选回收率具有良好的对应关系,可以推测泡沫夹带是蛇纹石浮选进入精矿的重要原因.  相似文献   
226.
针对包钢集团选矿厂反浮尾矿系统铁品位、回收率低的问题, 开展了搅拌磨细磨强化解离试验研究。进行了磁场强度、磨矿粒度等条件试验及反浮尾矿弱磁预选-搅拌磨细磨-弱磁选流程试验, 并对细磨前后矿样进行了粒度分布和解离度检测分析。结果表明, 立式搅拌磨细磨能有效提高铁矿物解离度, 提高矿物的分选指标: 在磨矿粒度为-0.037 mm粒级占94.5%时, 磁铁矿单体解度离度由细磨前的59.6%提高至86.2%, 获得铁精矿品位66.18%、回收率63.18%、精矿产率30.81%的技术指标。  相似文献   
227.
从废催化剂氨浸渣中综合回收钒和钼的研究   总被引:8,自引:2,他引:6  
采用加碱焙烧-水浸法从废催化剂氨浸渣中提取钒、钼,通过净化、萃取、铵盐沉钒、加酸沉钼和煅烧,可回收得到较纯的V2O5和MoO3产品.试验结果表明:在焙烧温度750℃,碳酸钠用量15%,焙烧时间45 min,水浸温度80℃,时间15 min,液固比2:1条件下,钒、钼的浸取率可分别达90.13%和91.38%.浸出液经净化除杂后,采用20%(原子分数)三烷基胺(N235)萃取钒钼,在优化条件下,钒、钼的一级萃取率可分别达到99.22%和99.80%;用10%(质量分数)氨水进行反萃,反萃水相中钒、钼浓度分别达到22.81和118.63 g·L-1.反萃水相先用铵盐沉淀法沉钒,再用酸沉法沉钼,钒钼分离效果较好,制取的V2O5和MoO3产品纯度分别达98.06%和99.08%.整个回收工艺中,钒和钼的总回收率分别为87.28%和89.43%.  相似文献   
228.
当励磁电流为200 A时,计算了周期式高梯度磁选机线圈轴线轴向和距轴线0.15 m处径向的磁感应强度,并运用ANSYS有限元分析软件分析了屏蔽铁铠和磁极对线圈磁场特性的影响,同时采用该设备进行了高岭土磁分离除铁实验. 结果表明,距线圈中心0.1 m轴线轴向为0.326 T的均匀磁场,随着与中心距离的增加磁感应强度大幅下降;距轴线0.15 m径向的磁感应强度很小,在端面效应的作用下达到最大值0.064 T;安装屏蔽铁铠和磁极,线圈中心均匀磁场的磁感应强度提高至0.95 T. 在矿浆流速为0.7 cm/s,背景磁感应强度为1.1 T下,一次磁选将高岭土的Fe2O3的质量分数由1.35%降至0.63%,白度由68%提高至89%.  相似文献   
229.
湖南某白钨矿浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对湖南某白钨矿开展了选矿试验研究, 通过强化调浆-疏水聚团工艺, 调整白钨矿表观粒径, 可获得品位10.44%、回收率86.72%的白钨粗精矿。相比常规浮选, 白钨粗选段选矿回收率提高了2.09个百分点; 微细粒级(-10 μm)白钨矿回收率由64.74%提高至75.88%。  相似文献   
230.
硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,其与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0.037~0.074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS:MnO2摩尔比〉0.5,H2SO4:MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时问2h。在较佳条件下用0.037-0.074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85%以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93%以上的试验指标。实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和Fes2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低。因此,如果需要利用含Mn^2+浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料人炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂。  相似文献   
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