僵蚕提取液中蛋白质和草酸铵等成分的定量分析

目的对僵蚕提取液中三种形态的含氮物质、草酸盐、总离子浓度和还原性物质进行含量测定。方法采用离子交换和经典化学分析方法。结果僵蚕提取液中固形物含量为38.52%,RSD=0.92%(n=3);总氮、铵态氮和酰胺态氮含量分别为5.798%、0.868%、0.196%,蛋白质含量为29.74%,占总固形物的77.2%;草酸铵含量为3.85%(不包括0.96%的草酸根对应的其他盐),占总固形物的9.98%;总离子浓度按一价离子计为1.099mol/L;能被高锰酸钾在酸性条件下氧化的还原性物质含量相当于1.015mol/L的草酸盐浓度,其中阳离子型、阴离子型和非离子型还原物质浓度占总还原物质的摩尔百分率分别为7.84%、64.16%和不低于28.0%。结论本研究为进一步研究僵蚕提取液的抗凝作用和药理作用机理奠定了一定的物质基础。

钛磁铁矿选矿技术研究进展

我国是铁矿资源消费大国,钛磁铁矿源占全国铁矿资源储量的10%以上。本文从钛磁铁矿的工艺矿物学性质、钛磁铁矿选矿工艺、钛磁铁矿精矿提铁降杂及钛磁铁矿选矿过程中元素走向等方面综述了钛磁铁矿的选矿技术研究进展,指出了今后的重点研究方向。

低浓度钴溶液除铁、钙、镁和P204深度除杂工艺研究

研究了从低浓度钴溶液中除去铁、钙、镁的pH条件和P204萃取除杂工艺。除铁初步试验表明:黄钠铁矾法除铁时,将pH值控制在3.0～4.0之间,除铁效果很好,达到99%以上。在黄钠铁矾-针铁矿联合法的除铁操作条件下,除铁效果也达到了95.65%,且钴损率从21.3%降到了4.74%;低浓度钴溶液最佳除钙镁pH值为3.5～4.0;正交试验得到P204萃取除杂最佳工艺参数:有机相组成φP204/φ汽油为25%/75%,O/A相比1∶2,皂化率为75%。

含铁矿物的微波热处理技术现状

本文介绍了微波热处理技术在铁矿资源加工中的研究现状,主要叙述了微波技术提高铁矿石的碎磨效率,改善铁矿物的分选特性,强化铁矿物的辅助作业性能,体现出微波技术应用于铁矿加工的优越性。

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。

紫斑牡丹花粉不同浓度乙醇提取物抗氧化能力研究

目的评价紫斑牡丹花粉的不同浓度乙醇提取物的抗氧化能力。方法通过测定紫斑牡丹花粉不同浓度乙醇提取物的3种抗氧化能力(铜离子还原能力、DPPH自由基清除能力、ABTS自由基清除能力),对紫斑牡丹花粉不同浓度乙醇提取物的抗氧化性能进行评价。结果铜离子还原能力法测得紫斑牡丹花粉无水乙醇提取物、75%乙醇提取物、50%乙醇提取物、25%乙醇提取物和水提取物的抗氧化活性没食子酸量依次为26.00、28.33、28.90、14.98、9.24 mg/g;紫斑牡丹花粉不同浓度乙醇提取物的清除DPPH自由基和ABTS自由基能力均低于维生素C,其顺序依次为:50%乙醇提取物>75%乙醇提取物>无水乙醇提物>25%乙醇提取物>水提取物。结论紫斑牡丹花粉不同浓度乙醇提取物均具有较强的抗氧化能力,以50%、75%乙醇提物的抗氧化能力最强。

某低品位难选菱铁矿磁化焙烧⁃磁选试验研究

对新疆某低品位菱铁矿矿石进行了提铁降杂试验研究。采用磁化焙烧⁃阶段磨矿⁃阶段磁选工艺,在焙烧温度800℃、焙烧时间45 min、一段磨矿细度-0.075 mm粒级占55.00%、一段弱磁选场强0.15 T、二段磨矿细度-0.075 mm粒级占91.60%、二段弱磁粗选场强0.12 T、二段弱磁精选场强0.12 T条件下,可获得产率49.32%、TFe品位63.02%、铁回收率91.36%的铁精矿,铁精矿中SiO2、Al2O3、S和P杂质含量低,符合磁铁精矿C63级别质量要求。

铁矿石提铁降杂技术发展动态

从细磨技术、分级工艺设备、磁选装备、浮选降杂及选别工艺预可行性评价等方面,简要介绍了近年来铁矿石提质降杂分选技术的发展。重点介绍了精细分级技术与装备、以磁选为特色的清洁工艺和富尔斯特瑙曲线应用于选择性评价。

提铁降杂选矿厂经济效益优化分析与控制

实际选矿厂因生产工艺相对固定,各种生产工艺指标对该选矿厂生产效率的影响,具有了独特的规律性。采用动态系统的研究方法,依次建立了提铁降杂选矿厂各生产工艺指标间的数学模型和经济效益模型,把生产工艺指标与经济效益密切地结合起来。利用枚举法对不同方案进行对比分析,计算出经济效益最优的生产工艺指标,可以此指导生产。

含铟硫化锌精矿加压浸出液铟铁分离试验研究

试验以含铟硫化锌精矿加压浸出液为原料,主要利用还原Fe3+、中和沉铟和萃取的方法进行铟铁分离研究。得出在90℃、锌精矿加入量为理论量1.8倍条件下还原180 min,Fe3+的还原率达到91.5%;中和沉铟时控制终点pH=4.5,沉铟率达到94.2%;在25℃下萃取5 min,铟萃取率为90%。

枳实薤白桂枝颗粒的制备工艺研究

通过回流提取、减压浓缩、干燥、赋形剂的选择、矫味剂的选择以及临界相对湿度的测定等方面对枳实薤白桂枝颗粒的制备工艺进行研究.结果表明,制备工艺合理、稳定、可行.

峨口铁矿二磁精矿制备高品质铁精矿粉试验研究

针对太钢峨口铁矿资源及生产现状,开展了二段磁选精矿提铁降杂试验研究,采用磨矿-弱磁选-反浮选流程,可获得产率76.33%、TFe品位69.93%、回收率93.08%、SiO_(2)含量1.63%的高品质铁精矿。

真空减压浓缩釜的结构设计

冬凌草中有效成分主要为冬凌草甲素和冬凌草乙素,其具有较高热敏性,为了保持药效,设计出了真空减压浓缩釜来浓缩冬凌草萜类提取液。包括几何尺寸的设计、强度的设计及浓缩釜附件的设计,设备包含有温度传感器、压力传感器和浓度传感器,可在线直观反映浸膏的物性,为冬凌草萜类提取液的工业化浓缩提供了参考。

包钢外购铁精矿提质降杂的试验研究

包钢对外购的铁品位67.00%、二氧化硅含量4.77%、铁收率97.78%的铁精矿,为提高产品质量,提出外购铁精矿品位达到69%的目标,选矿厂对外购精矿在老系统进行"电磁螺旋柱"小型试验。试验结果表明,采用电磁螺旋柱、细筛分级、筛上再磨、弱磁选流程进行的扩大工业分流试验,获得了铁品位69.28%,二氧化硅含量2.05%,收率95.80%,达到了预期目标,为选矿厂改造提供了技术依据。

TBP-MIBK协同萃取高硫高砷金精矿浸出液中的铁

利用TBP-MIBK混合体系从金精矿硝酸浸出液的盐酸介质中协同萃取铁,并研究其萃取机理。通过考察初始料液浓度、盐酸浓度、相比(Vorg/Vaq)及混合体系对铁的萃取率和分配系数的影响,得出萃合物的组成为HFeCl4.3TBP-MIBK。实验结果还表明:在初始料液浓度18.09 g/L,盐酸浓度6.14 mol/L,有机相组成TBP∶MIBK为7∶3,相比1∶1条件下,铁的萃取率达到99.32%,萃余液中含铁低于0.1 g/L。以蒸馏水反萃,含铁17.97 g/L的有机相在相比为1∶2时,铁基本上被反萃完全。通过萃取和反萃,铁离子溶液中杂质含量大大降低。

二硫化钼新型降杂生产方法

本方法针对焙烧后的钼精矿采用降杂药剂氯盐1、氯盐2、氯盐3进行一段酸浸,氯盐1呈酸性且可电离出氯离子,因此可具备降铁功能同时可以降铅;而在此过程中产生的硫化氢采用氯盐2、氯盐3吸收,从而彻底杜绝了硫化氢气体的产生。至此通过加入氯盐1、氯盐2、氯盐3可使钼精矿中的杂质铁、铅均由固相变为液相,之后经过二段酸浸加入氢氟酸和盐酸除去二氧化硅及其他硅盐类的非金属杂质,整个过程中完全不产生硫化氢气体。最终得到高纯度的二硫化钼产品(MoS_2≥98. 50%,Fe≤0. 15%,Pb≤0. 02%,SiO_2≤0. 10%),从而形成新型工业化的二硫化钼降杂生产方法。

都龙锡锌多金属矿硫粗精矿工艺矿物学与脱砷试验

以云南文山都龙锡锌多金属矿硫粗精矿为研究对象,通过化学分析、X射线衍射及光学显微镜等手段对该粗精矿进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明,硫粗精矿中硫主要赋存状态为六方磁黄铁矿,锌的主要赋存矿物为铁闪锌矿,锡主要赋存状态为锡石,有害元素砷主要赋存状态为毒砂,脉石矿物主要为白云母和绢云母。毒砂已单体解离,磁黄铁矿和铁闪锌矿大部分已单体解离,绝大部分锡石与未单体解离的磁黄铁矿和铁闪锌矿连生,硫、锌、锡的品位总体随着粒级的减小而降低。根据工艺矿物学研究,都龙锡锌多金属矿硫粗精矿宜采用摇床预先抛尾,磁选脱除毒砂,初步试验表明该工艺取得了较好的脱砷效果。该研究结果可以为都龙锡锌多金属矿硫粗精矿提质降杂和资源综合利用提供科学依据。

硫粗精矿提质降杂试验研究

云南文山都龙多金属矿分选难度大,硫粗精矿中砷和杂质含量高,严重影响企业经济效益。在对硫粗精矿进行工艺矿物学研究的基础上,采用“磁选—深度细磨—浮选”的联合工艺对硫粗精矿进行提质降杂试验研究,并对锌进行回收。所得硫精矿中S、Zn、As品位分别为36.66%、2.72%、0.63%,其中S的回收率为75.73%,锌精矿中Zn品位为40.68%,回收率为52.63%。硫精矿的质量明显提高,提质降杂效果明显,同时还实现了锌的回收。

龙桥矿业铜硫分离工艺优化研究

龙桥矿业公司铜锌硫混合精矿因其中的锌矿物成分复杂,导致抑硫浮铜锌效果不理想,硫精矿含锌超标,销售困难。为解决该问题,进行了铜硫分离工艺优化研究,结果表明,混合精矿采用1粗2扫抑硫浮铜锌、铜锌混合粗精矿再磨至-325目90%的情况下2次精选,最终获得Cu品位为21.94%、Zn品位为17.82%、Cu回收率为81.48%、Zn回收率为93.02%的铜锌精矿,S品位为49.09%、Zn含量为0.15%、S回收率为93.01%的硫精矿;铜锌混合粗精矿采用2次粗选流程选铜、铜尾矿1粗2精流程选锌,最终获得Cu品位为28.12%、Zn品位为4.07%、Cu回收率为77.96%、Zn回收率为15.89%的铜精矿,Zn品位为33.98%、Cu品位为6.56%、Zn回收率为42.30%、Cu回收率为5.68%的锌精矿,铜锌分离效果不理想。铜锌混合浮选流程更优,达到了硫精矿提质降杂的目标,并相应改善了铜锌混合精矿指标。

从锗氯化蒸馏残液中回收铟

本文论述从锗氯化蒸馏残液中回收铟的工艺,通过片碱中和、硫酸浸出、铁粉还原、二(2—乙基己基)磷酸(P204)萃取、反萃液除杂、铝板置换、碱煮熔炼等工序,得到含铟大于99%的粗铟产品。