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501.
502.
硬岩爆破掘进对直角拐弯后巷道围岩中质点振速衰减规律的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
利用Instantel振动监测仪对直角拐弯硬岩巷道中深孔爆破过程中的振速监测结果,分析并得出了切合现场实际的爆破损伤影响范围的PPV公式,并通过数理统计方法,反算最大单段安全装药量,经工程实践获得了较好的应用效果. 相似文献
503.
双聚能槽药柱在炮孔内有约束条件下爆炸时,由于聚能作用会聚集双聚能槽药柱爆炸后的成缝能量,并使得炸药爆速发生变化,在采用文中装置后可确保聚能射流能够沿着预裂(光爆)面发挥气刃作用,这样将使爆破应力波作用、高压气体的膨胀作用和聚能射流的气刃作用在岩体形成裂缝的瞬间能够有机结合. 相似文献
504.
505.
人工爆破地震作用的瞬态有限元分析 总被引:2,自引:2,他引:0
通过突加动荷方法模拟爆破过程,利用瞬态有限单元法求解爆破作用下岩体内的应力场和位移场,分析了南芬露天铁矿生产爆破对主运输平硐的影响。按位移等效原则建立爆破震动现场测试数据与模拟结果之间的关系,得到了突加动荷与质点震动速度、段爆破药量等物理量的关系,给出了岩体——硐室系统的阻尼系数、极限抗振速度和临界单段药量。结果表明现爆破下平硐是稳定的,规范中给定的岩体极限抗震速度有些保守。 相似文献
506.
结合渝怀铁路建设工程实例介绍了控制爆破技术在复杂环境下路堑开挖中的应用。运用控制爆破理论与现场试爆相结合确定爆破参数,通过选用合理的最小抵抗线方向和炮孔堵塞长度及采取孔口叠压沙袋等措施,控制爆破飞石的方向、数量及距离:通过优化爆破参数、装药结构和采用孔内孔外延期非电微差起爆技术,严格控制最大一段起爆药量和降低爆破震动;用边坡光面爆破技术使坡面达到平顺、整齐及无浮石,从而实现了路堑爆破开挖的安全、快速施工。 相似文献
507.
针对目前常用的有限元和离散元等数值方法难以客观反映岩体中存在的大量断续节理和在外力作用下岩体破碎及块体运动的不足,提出采用最近新出现的数值方法——数值流形方法以解决目前岩体爆破中存在的上述问题.数值流形方法采用数学网格与物理网格以形成求解流形单元,很容易反映岩体中存在的众多初始节理,本文采用断裂力学准则模拟岩石节理和裂纹扩展,采用DDA中的块体运动学理论模拟块体运动,并通过算例对比分析了完整岩体和节理岩体爆破破坏模式的差异.模拟结果表明,节理存在对岩体爆破破坏模式有着重要影响,且其影响程度与节理的几何分布和物理力学性质有着密切关系. 相似文献
508.
针对爆破振动安全标准的缺陷和小波折合能量法存在基函数、分解尺度选择的问题,基于集成经验模式分解(EEMD)技术,提出爆破振动折合能量安全评判新方法。对爆破振动波进行EEMD 分解,识别造成破坏的优势IMF 分量,求取其能量和频率,并结合构筑物固有频率进行折合能量计算,以此进行安全评判。基于某矿实测爆破振动数据,计算各信号的折合能量,综合现场破坏情况,得出该矿爆破振动波折合能量安全阈值为1.0×10-7 J。 相似文献
509.
针对低透气性煤层掘进工作面瓦斯预抽率较低以致突出危险较高的问题,以某矿(K1、K4)煤层煤巷掘进工作面为研究对象,进行了现场深孔预裂爆破试验,对预裂爆破前后钻孔瓦斯抽放量进行了对比分析,并对预裂爆破后有效的钻孔瓦斯抽放半径进行了考察。试验结果表明:K1煤层预裂爆破后瓦斯预抽率仅需10d就能达到37.13%,缩短抽放时间60%;而且效果检验5个循环才出现瓦斯解吸指标超标。K4煤层预裂爆破后瓦斯预抽率仅需12d就能达到34.28%,缩短抽放时间60%;而且效果检验3个循环才出现瓦斯解吸指标超标,预裂爆破对瓦斯抽放效果有明显的提高;爆破后K1和K4煤层瓦斯有效抽放半径分别为4.5和5.2m。这对于现场预裂爆破工作具有一定的指导意义。 相似文献
510.
为研究精细化延时控制爆破对中夹岩柱稳定性的影响,采用分离式霍普金森压杆(split Hopkinson pressure bar,SHPB)试验、现场振速及声速监测,研究其振速、累计损伤的变化规律。研究表明:随着冲击次数的增加,灰岩的峰值应力逐渐降低,相反,峰值应变随之逐渐增大;灰岩产生裂纹的试验损伤阈值为0.202~0.531,理论损伤阈值为0.486~0.673;灰岩失去承载力的试验损伤阈值大于0.531,理论损伤阈值大于0.673;与掌子面距离最近测点最大振速为7.193 cm/s,距离掌子面9 m处监测断面累积损伤最大为0.078,第1次损伤增量最大为0.038 4,损伤增量随着爆破次数的增加越来越小,第4次爆破引起的损伤增量仅为0.001 2,损伤增量与振速具有良好的幂函数相关性,说明爆破对9 m及以外中夹岩柱影响较小。 相似文献