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1.
2.
3.
4.
河南某钼矿石属于浸染状细晶型钼矿,矿石中Mo品位为0.12%、含Cu 0.04%、含S 2.32%,含量均较低,综合回收难度较大。为有效回收利用矿石中的有价金属,进行了选矿试验研究。工艺矿物学研究表明,矿石中的主要可回收的金属矿物为辉钼矿、黄铁矿和黄铜矿;矿石中的辉钼矿以细板片状、针柱状被石英包裹,粒度细小;黄铜矿与脉石矿物嵌布关系密切,粒径为0.02~0.05 mm;黄铁矿中常包含乳滴状黄铜矿或细粒磁黄铁矿,粒径为0.10~0.70 mm。基于矿石特性,选取实验室研制的辉钼矿捕收剂团聚油、铜抑制剂TY以及非硫化矿抑制剂EMY-01,采用"阶段磨矿浮选分离铜钼—铜钼分离尾矿浮选富集铜—选钼尾矿浮选硫"闭路试验流程,最终获得了Mo品位49.73%、Mo回收率91.17%的钼精矿,S品位50.75%、S回收率90.78%的优质硫精矿,以及Cu品位16.20%、Cu回收率36.45%的铜精矿,指标优异,实现了该细晶型钼矿中有用矿物的分离回收。 相似文献
5.
黄铜矿是重要的含铜矿物,常用浮选方法获得,浮选过程需要消耗大量淡水资源,采用海水代替淡水
作为浮选媒介具有较好的应用前景。但海水中 Ca2+、Mg2+等离子易形成亲水沉淀,影响颗粒-气泡附着过程。分散
剂可以有效缓解沉淀物质对黄铜矿浮选的不利影响,但其作用机理尚不清楚。通过三相泡沫稳定性、接触角、Zeta
电位、XPS 及 DLVO 理论计算、动力学计算、分子动力学模拟等手段,研究了黄铜矿的表面性质,解释了六偏磷酸钠
(SH)和硅酸钠(SS)两种分散剂的作用机理。结果表明:纯水中分散剂几乎不影响黄铜矿浮选回收率;海水和 0.05
mol/L MgCl2体系中,分散剂使黄铜矿颗粒和氢氧化镁之间的吸引力转变为排斥力,阻止了氢氧化镁在黄铜矿表面
的吸附,进而增加黄铜矿的可浮性。动力学计算表明,海水和 0.05 mol/L MgCl2中加入分散剂后,浮选速率常数 k 和
理论最大回收率 R∞均显著提高,且 SH 效果优于 SS。 相似文献
6.
以苯甲醇、对甲基苯酚、二硫化碳和氢氧化钾为原料合成两种互为同分异构体的芳香基黄原酸盐——苯甲基黄原酸钾(BzX)和对甲基苯基黄原酸钾(MPX),并对其进行了结构表征。结果表明,二硫化碳与苯甲醇或对甲基苯酚优化的摩尔比为4 GA6FA 1,MPX优化的反应温度为30℃时,BzX优化的反应温度为25℃。采用单矿物浮选试验考查了两种药剂对黄铜矿的浮选性能,结果表明,BzX的浮选性能优于MPX。采用DFT计算和红外光谱分析考察了药剂在黄铜矿表面的吸附机理,证实了两种药剂在黄铜矿表面的吸附以化学吸附为主。 相似文献
7.
某低品位高硅硫化铜锌矿中的铜矿物种类多,矿物嵌布粒度细,与脉石嵌布关系密切;锌矿物与铜矿
物复杂共生,加之次生铜矿物溶解产生的铜离子会活化锌矿物,浮选分离困难。基于矿石特性,浮选试验采用碳酸
钠作为矿浆 pH 调整剂,腐植酸钠、硫酸锌及亚硫酸钠作为锌矿物及脉石矿物的组合抑制剂,配合使用新研制的铜
高效选择性捕收剂 EMB-513,采用“一段磨矿—铜矿物优先浮选—选铜尾矿选锌”的工艺流程,实现了铜矿物及锌
矿物的有效分离,闭路试验获得了铜品位 27.31%、铜回收率 86.35% 的铜精矿以及锌品位 50.94%、锌回收率 78.11%
的锌精矿。同时,矿石中的银、硒和镉等稀有稀散元素也得到了有效富集。 相似文献
8.
采用电化学测试和X射线光电子能谱(XPS)测试分析黄铜矿与斑铜矿在酸性细菌培养基中的电化学溶解过程。斑铜矿直接氧化反应比还原反应更容易发生,但黄铜矿既难被氧化,又难被还原。斑铜矿具有更高的氧化速率,从而比黄铜矿更容易被溶解。铜蓝(CuS)是黄铜矿与斑铜矿溶解过程的中间产物。因此,斑铜矿的溶解途径主要为直接氧化过程,中间产物铜蓝(CuS)可能限制其进一步溶解。黄铜矿的溶解途径包含了还原-氧化过程,其中,黄铜矿首先被还原为与斑铜矿类似的中间产物,再进一步被氧化,并产生铜蓝(CuS),而黄铜矿的最初还原过程是其溶解过程的主要限制步骤。 相似文献
9.
李天霞 《有色金属(选矿部分)》2019,(2):17-22
河北某铜尾矿含铜0.076%,其中原生硫化铜占总铜的81.26%,其次为次生硫化铜,占总铜的12.21%。大部分为硅酸铁和碳酸铁。大部分黄铜矿的粒度较细,在5~10μm,少部分在30~100μm,其解离度较低,为35%左右,主要被包裹于脉石矿物中。为了确定该尾砂的可选性,进行了选矿试验研究。结果表明,以原矿的浮选泡沫产品为载体,带动尾砂中的细粒黄铜矿进行分支载体浮选,可获得铜品位为18.07%的铜精矿,其中尾砂中铜综合回收率为20.41%,原矿中铜回收率为73.17%,该选矿指标比尾砂和原矿样单支浮选获得的选矿指标好。 相似文献