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71.
为了实现瓦斯与煤自燃两大灾害的联合防治,首先对布置高抽巷条件下瓦斯与遗煤自燃多因素相互影响关系进行了理论分析和归纳总结。结合淮南潘二煤矿11223高瓦斯易自燃工作面,建立了带有高抽巷的物理模型,利用UDF编译了本煤层与邻近层瓦斯涌出源项、采空区三维孔隙率和低温条件下煤氧化反应氧气消耗速率。在此基础上,分析了高抽巷布置参数和抽采参数以及工作面风量对高抽巷瓦斯抽采效果和采空区自燃带分布相互影响的规律。结果表明,当工作面风量为2 000 m3/min,高抽巷布置在顶板上方40 m时,高抽巷瓦斯抽采浓度和纯量分别达32.3%和29.07 m3/min,占总瓦斯涌出量的69.71%,同时能满足实际防火的要求。研究结果可为类似条件下高抽巷最佳施工与抽采参数提供借鉴。 相似文献
72.
为了研究复合粒径对松散煤体自燃的影响,利用自制试验装置对复合粒径松散煤体进行了绝热低温氧化试验。采用破碎机制出粒径分别为1~3 mm、3~5 mm、5~7 mm、7~9 mm、9~11 mm及11~13 mm的6种基础煤样。依据基础煤样进行煤炭自燃试验,试验共分为三大组:第一组为各基础煤样的单独氧化试验;第二组为某两基础煤样按1∶1、1∶2、1∶3、2∶1和3∶1比例混合制成复合煤样的氧化试验;第三组为基础煤样1与其他各基础煤样分别按1∶1混合制成复合煤样的氧化试验。在试验过程中,对煤样的温度及试验装置出口氧气体积分数进行监测,得到了各类煤样温度及氧气体积分数的变化规律。研究结果表明:总体上,随煤样加权粒径的增加,煤样的平均氧化升温速率和在同一温度下的耗氧速率减小,耗氧及温升拐点出现的温度也逐渐升高;复合煤样的氧化升温过程受其比表面积和孔隙率的共同影响,当加权粒径小于6.35 mm时,孔隙率的影响较大,当加权粒径大于6.53 mm时,比表面积的影响较大;复合煤样加权粒径越小,各粒径煤样间的相互影响越强;复合煤样中各煤样间的粒径差距越大,煤样间的相互影响越弱。 相似文献
73.
急倾斜综放面由于大倾角开采、地质条件差等原因,导致工作面推进过慢,以致为采空区遗煤自燃提供了充分的供氧和蓄热条件,同时由于不能随采随注浆,进风隅角封堵也可能受障,采空区持续供氧,工作面后采空区大范围自燃的可能性也很大。注氮成为解决急倾斜综放面采空区防灭火的重要技术之一。为解决因注氮流量、注氮位置凭经验设置造成的氮气浪费问题,采用Fluent数值方法优化急倾斜注氮方案,分析了注氮量、注氮位置等参数对急倾斜综采面采空区氧气和氮气的体积分数分布,及自燃"三带"分布的影响规律,得出急倾斜综放面采空区注氮量、注氮位置和工作面风量的合理匹配。结果表明:供风量越大,采空区横三带后移,宽度越大,注氮位置与氧化带前端距离随工作面风量增大而增大,但是风量增大到1 000 m3/min后,变化较小,注氮位置基本控制在距离工作面25 m左右;注氮量在600~800 m3/h时效果明显。根据模拟结果,提出了双管注氮方案,解决了急倾斜综放面采空区自燃发火问题。 相似文献
74.
Y形通风采空区自燃与有害气体排放的数值模拟 总被引:1,自引:0,他引:1
基于非均质多孔介质漏风渗流方程、多相气体渗流-扩散方程和多孔介质渗流综合传热方程,建立了采空区瓦斯与自燃发火耦合数值模型,开发了用迎风格式有限元方法联立求解的计算机程序(简称G3).计算以图形方式给出各量的区域分布解,从理论上描绘了Y形通风采空区的漏风流态,动态描绘了瓦斯、氧和CO的体积分数以及温度分布状态及其变化过程,并证明了Y形通风形式能避免采空区瓦斯向工作面涌出.计算中采空区按冒落非均质介质处理,考虑了瓦斯涌出对自燃的耦合作用,给出了这种耦合作用关系和解决办法.Y形通风采煤的自燃,两者存在着顾此失彼的关系. 相似文献
75.
煤田自燃在中国北方非常普遍,每年都给中国的煤炭资源以及生态环境造成重大损失。为控制和监测煤田自燃,须对其自燃边界进行圈定。煤层自燃后产生“热剩磁”,基于这一理论,运用高精度磁测圈定了西北某煤田自燃区的边界范围,并建立了“倾斜磁化有限延伸的板状体”模型进行正演。由钻孔验证的结果来看,高精度磁测圈定煤田自燃区边界范围的应用效果良好。 相似文献
76.
为解决煤层露头自燃所引起的资源浪费和环境污染,以新疆台勒维丘克煤层露头为研究对象,采用数值模拟方法研究煤层露头在火风压、火风压及外部风压作用下的自燃演化规律,为治理火区和保护环境提供依据。研究表明:火风压作用下,风流最大流动速度0.729 m/s,火风压最大达到170.2 Pa;火风压与外部风压联合作用下,煤层露头动力系统是负压通风系统,在漏风速度为0.2 m/s时,研究5个典型位置的温度、氧浓度、速度及压力的变化规律;并分析孔隙率、漏风速度对煤层露头自燃火灾的影响,说明大孔隙和漏风供氧为火灾大规模发展提供有利条件。研究成果对治理火区及保护生态环境奠定坚实基础。 相似文献
77.
煤岩裂隙漏风导致的煤自燃火灾严重危害矿井安全生产,在现有防治煤炭自燃材料的基础上,以聚丙烯酰胺(A)、复合表面活性剂(B)、混合粉体(C)为原材料研制了一种防控高温煤岩裂隙的膏体泡沫。采用正交试验法以保水率、发泡倍数、阻化率为指标优选出了最佳的膏体泡沫配方为A4B4C4:A为70 g/L,B为19.5 g/L,C为270 g/L。对膏体泡沫进行了微观形态表征,并从泡孔尺寸大小及分布、液膜颗粒分布、液膜载体吸水等方面对膏体泡沫的保水、吸热和受热稳定机制进行了分析。最后以南方某煤矿复采工作面煤自燃发火为例,分析和判定了302工作面火区分布,采用钻孔压注膏体对火区高温煤岩裂隙进行控制,3d后工作面1-5#钻孔、三石门密闭处CO浓度从520 ppm,465 ppm,523 ppm,305 ppm,289 ppm,750 ppm下降到22 ppm,18 ppm,23 ppm,14 ppm,14 ppm,36 ppm。 相似文献
78.
为了研究动态推进过程中工作面推进距离对采空区煤自燃分布特征的影响,采取及时有效的煤自燃防治措施,以13210综放面为工程背景,基于采空区渗透率分布公式和传热传质控制方程,建立采空区煤自燃数值解算模型。利用COMSOL软件模拟了工作面不同推进距离下以流速和氧体积分数为划分指标的采空区氧化带范围和高温区域的变化规律,分析了高温区域与氧化带的叠加效应。通过现场实测与模拟结果比对,验证了模拟的准确性。研究结果表明:采空区渗透率随着工作面推进距离的增加而不断变化,近工作面端渗透率变化不大,而中深部采空区的渗透率不断减小;采空区氧化带分布随工作面推进距离的增加呈现阶段性变化特征,推进初期氧化带范围不断变化,推进后期氧化带范围趋于稳定;采空区氧化带分布与高温区域重叠深度随工作面推进不断增加,最终稳定于工作面后方60~70 m范围内。 相似文献
79.
俯采工作面采空区“三带”分布研究 总被引:4,自引:1,他引:3
为了防治采空区煤炭自燃,采用热电偶测温和束管气体监测方法对五沟矿1021俯采工作面观测,得到采空区温度及氧浓度的变化情况。通过对温度和氧浓度实测结果的分析,并利用MIN-MAX方法优化,最终确定了采空区"三带"的范围。结合五沟矿煤的自然发火期,可以推算出工作面的临界推进速度,以此有效指导工作面的防灭火工作。 相似文献
80.
为分析煤自燃早期气体指标变化特征规律,更好地解决煤矿现场灭火救灾决策问题,通过煤自燃程序升温试验,首先得到煤样气氛中O2,CO,CO2,CH4,C2H4和C2H6气体的体积分数随温度的变化规律。根据煤体温度,将煤自燃前期划分为5个阶段(潜伏、储热、蒸发、活跃和乏氧)。分析3种不同变质程度的煤样的气体指标在各阶段的变化特征。建立煤自燃气体指标与特征温度阶段区间的对应关系。结果表明:在自燃潜伏阶段,煤的变质程度越低,早期越易产生CO,越难产生CH4;在储热阶段,煤的变质程度越低,早期越易且越快产生C2H6;在蒸发阶段,煤内外在水分脱附,低变质煤的C2H4也随之产生;在活跃阶段,各种气体体积分数均有剧烈增高的趋势,较高变质煤的C2H4也随之产生;在乏氧阶段,O2体积分数低于15%,与O2体积分数相关指标(CO/ΔO2,CO/CO2等)趋势有所改变。 相似文献