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1.
介绍了乌恰林斯克选矿厂锌浮选中矿浆加热处理对浮选指标的影响。矿浆加热处理可使矿物表面上黄药分解,加速硫化矿物的氧化和改变矿浆液相离子组成。矿浆加热处理可抑制黄铁矿,只稍稍降低黄铜矿的回收率,几乎不影响被铜活化的闪锌矿的浮选。在锌粗选和精选1前对矿浆加热可使最终锌精矿回收率从73.9%提高78.5%。 相似文献
2.
针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_3品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_3品位为62.04%,WO_3回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。 相似文献
3.
本文介绍了作者在难选锦矿石浮选过程中改变过去传统的选矿流程,采取集中粗选、分选精选的选矿方法,坚持饥饿加药的原则,获得了锑精矿品位为60.66%、锑浮选回收率为90.05%的较好浮选指标。 相似文献
4.
为了评价从含金和碲化物的硫化矿石中回收金的浮选柱浮选指标,并比较浮选柱浮选与普通机械搅拌式浮选的指标,进行了中间设备的试验研究。用60升的玻璃浮选柱进行了试验,给矿是从同时进行的常规半工业试验设备的细磨浮选给料中分出的,因此,可以直接比较两种工艺。在试验期间,详细研究了冲洗水速度、充气量、泡沫层厚度、停留时间和流量偏差的影响。矿石的平均食品位(试验的)约为5克/吨,含1%硫。金在黄铁矿中主要以亮碲金矿(Au_2Fe_3)包裹体的形式产出,少量为自然金。浮选时间为60分钟的普通浮选(4段粗选),金回收率约为97%,精矿金品位约为50克/吨。浮选时间为25分钟的一段浮选柱粗选,金回收率达到普通浮选回路的回收率(97%),而其精矿金品位为150克/吨以上。 相似文献
5.
土耳其Aladag氧化铅锌矿的浮选 总被引:5,自引:0,他引:5
本研究的原矿含有10.17%Pb、10.98%Zn、57g/tAg和164g/tCd。取自土耳其开塞利省Aladag山脉的氧化铅锌矿山。预先浮选试验研究表明,锌回收没有选择性;因此,我们的研究主要集中在铅的选别。本次试验研究了以下因素对精矿铅品位和浮选效率的影响;浮选段数、Na2S和ZnSO4的用量以及浮选前的重选应用等。经过六段粗选和两次精选。采用350g/tKAX、250g/t Aero407和4500g/tNa2S,得到的铅精矿铅品位和回收率分别为65.42%和77%。而且98.7%的锌留在尾矿中,其品位为12.23%。采用重选-浮选联合流程,得到的铅精矿铅平均品位为65.80%、总回收率为86.5%。在这两种流程里,锌都留在尾矿中,由于锌的矿物学结构复杂,不能够通过添加不同的药剂将其浮选回收.因此,提出采用冶炼的方法从尾矿中回收金属锌。 相似文献
6.
水口山康家湾铅锌矿石的特点是硬度大、难磨,有用矿物粒度粗,原有选矿厂处理这和矿石时,技术经济指标低,成本高。经改造,采用粗磨粗选选矿工艺流程及SF-8、JJF-8大型浮选机成功地解决了这个难题,取得了较好的经济效益。 相似文献
7.
云南某钨锡矿含钨0.323%,锡0.140%,二氧化硅63.13%,三氧化二铝17.44%,氧化钙2.92%,氧化镁2.44%,在矿石工艺矿物学及试验研究的基础上,采用一段磨至-0.5mm,针对不同的床型,开展水力分级,进行摇床粗选,混合精矿脱硫、除铁、常温浮选分离钨锡的选矿工艺,获得了钨精矿产率0.31%,钨品位71.06%,钨回收率67.69%,含锡0.56%;锡精矿产率0.12%,锡品位58.18%,锡回收率50.94%,含钨3.80%,锡富中矿产率0.21%,锡品位4.22%,锡回收率6.87%,含钨2.69%,综合锡回收率57.81%的技术指标。 相似文献
8.
9.
采用粗磨粗选提高选钼回收率的研究 总被引:1,自引:1,他引:1
叙述了金堆城钼业公司卅亩地选矿厂依据原矿性质变化、采用粗磨粗选工艺,使选钼回收率超过设计指标,达到88.50%以上。 相似文献
10.
对盘江矿区两座选煤厂的洗选工艺进行了详细比较 :跳汰粗选—重介精选工艺有利于煤泥水处理 ,介耗低 ,产品质量稳定 ,缺点是工艺复杂 ,精煤回收率较低 ;原煤全重介工艺简单 ,电耗低 ,易实现自动控制 ,缺点是介耗高 ,煤泥水难于处理 ,设备管路磨损严重 ,维护费用高。通过分析 ,提出了西南地区选煤厂进行技术改造的推荐工艺方案 相似文献