H2
SiO3
SiO2
+H2
O
Выполнение определения.
Раствор в фарфоровой чашке после выщелачивания плава разбавляют 10%-ным раствором соляной кислоты до объема 150 мл и выпаривают досуха на водяной бане (избегать разбрызгивания). Затем добавляют 10 мл соляной кислоты (пл. 1,19) и снова выпаривают на водяной бане досуха. После этого сухой остаток сушат 1 ч в сушильном шкафу при температуре 120°C. Более эффективна сушка на водяной бане до полного удаления запаха HCl с последующим прокаливанием в течение 2 ч.
Содержимое чашки охлаждают и осторожно смачивают 15 мл HCl (пл. 1,19), прибавляя ее по каплям. Покрывают чашку часовым стеклом и оставляют стоять 10 мин. После этого содержимое чашки обрабатывают 70-80 мл горячей дистиллированной воды, дают стоять 10 мин на кипящей водяной бане и отстоявшийся раствор фильтруют через фильтр с красной лентой, не перенося осадка на фильтр. Осадок в чашке промывают горячей водой, вначале декантацией, затем переносят его на фильтр и промывают его на фильтре до исчезновения реакции на хлор с азотнокислым серебром в промывных водах.
Для удаления невидимых на белом фоне чашки оставшихся крупинок кремнекислоты чашку протирают маленьким кусочком фильтровальной бумаги, который присоединяют к осадку (№1) на фильтре. Фильтрат количественно переносят в ту же чашку, в которой проводилось выпаривание, и вторично выпаривают досуха и до удаления запаха HCl. После охлаждения сухой остаток в чашке смачивают по каплям соляной кислотой (пл. 1,19) в количестве 5-7 мл, накрывают часовым стеклом и оставляют стоять 10 мин. Затем содержимое чашки обрабатывают 30 мл горячей дистиллированной воды и дают стоять 10 мин на кипящей водяной бане и далее поступают так же, как и в первый раз: отфильтровывают, промывают и т. д.
Вторичной обработкой фильтрата достигают более полного перевода золя кремнекислоты в осадок. Фильтрат №1 сохраняют для дальнейшего анализа, а осадок №2 на фильтре присоединяют вместе с фильтром к ранее выделенному осадку №1 кремнекислоты.
Общий осадок кремнекислоты вместе с фильтрами озоляют вначале при низкой температуре во взвешенном и прокаленном платиновом или фарфоровом тигле на пламени газовой горелки, помещая тигель на асбестовую сетку, затем на голом огне, постепенно увеличивая пламя. Под конец прокаливают до постоянной массы в муфельной печи (в течение 30-50 мин при t=1000-1100°C). Весовая форма SiO2 белого цвета.
2.5.6. Выполнение сплавления и растворения навески силиката
(золы) [43]
Для сплавления навеску испытуемого материала (золы) в количестве 0,5-1,0 г отвешивают в фарфоровом тигле с точностью до 0,0002 г. К навеске добавляют 4-6 г безводной соды, хорошо растертой в фарфоровой ступке. Величина фарфорового тигля должна быть такой, чтобы он не более чем наполовину был заполнен порошком. Содержимое тигля осторожно и тщательно перемешивают маленьким шпателем, затем смесь сверху засыпают 1-2 г чистой соды.
После этого тигель вносят в разогретую до 200-300°C муфельную печь и медленно нагревают до 800-900°C в течение 30-40 мин. Затем при данной температуре выдерживают 1,5 ч. После охлаждения тигля плав переносят в фарфоровую чашку емкостью 200-250 мл и растворяют в 30-40 мл HCl (1:1). Тигель несколько раз ополаскивают раствором HCl (1:1), сливая раствор в фарфоровую чашку. Раствор в фарфоровой чашке после выщелачивания сплава выпаривают досуха, избегая разбрызгивания. Затем добавляют 10 мл соляной кислоты (пл. 1,19) и снова выпаривают досуха.
Содержимое чашки охлаждают и осторожно смачивают небольшим количеством HCl (1:1). Оставляют стоять 10 мин, нагревают и отстоявшийся раствор фильтруют, не перенося осадка на фильтр. Осадок в чашке промывают раствором HCl (1:1), вначале декантацией, затем переносят его на фильтр и промывают на фильтре. Полученный раствор анализируют.
2.6. Методики эксперимента
2.6.1. Методика обескремнивания
В стеклянный термостойкий стакан вместимостью 1000 мл помещается 800 мл щелочного раствора концентрацией 200 г/л. Раствор термостатируется до 80°C. Затем в стакан помещается 160 г золы и включается механическая мешалка. Время обескремнивания 3 часа.
2.6.2. Методика щелочной и кислотной обработки
Обработка золы проводится в термостойком стакане вместимостью 250 мл. Предварительно раствор едкого натра или серной кислоты термостатируется до необходимой температуры. Затем помещается зола и включается механическая мешалка.
2.6.3. Методика электрохимического выщелачивания
|
Для исследования была собрана электрохимическая ячейка:
В электрохимическую ячейку помещается серная кислота или раствор едкого натра объемом 200-250 мл и концентрацией 100-400 г/л и, при необходимости, термостатируется. После этого в ячейку помещается навеска (20-25 г) обескремненной золы, включается механическая мешалка и электролизер. Сила тока задается в пределах 1-10 А.
3. ПОЛУЧЕННЫЕ РЕЗУЛЬТАТЫ И ИХ ОБСУЖДЕНИЕ
3.1. Отработка методики анализа на содержание ванадия
Ванадий определялся по методике ГОСТ 10364-90. Она предусмотрена для определения ванадия (V).Но в наших опытах при электролизе ванадийсодержащих растворов ванадий может перейти в более низкую степень окисления (III, IV). Поэтому нами предварительно отрабатывалась методика окисления ванадия.
Опыты проводились с модельными растворами NH4 VO3 , которые готовились следующим образом. Навеска NH4 VO3 массой 0,5740 г растворялась в растворе H2 SO4 (1:1), и определялось содержание ванадия по методике. Оно составило 50,9±5,8 мг/л (статистическая обработка в приложении 1).
Затем этот раствор восстанавливали цинком при кипячении в течение 0,5 ч до V(II) фиолетовой окраски. Анализ показал содержание ванадия 32,5±1,6 мг/л, что дает заниженные результаты.
Для окисления V(II) до V(V) использовалась концентрированная азотная кислота в расчете 5 мл HNO3 на 100 мл раствора. Анализ окисленного раствора по методике показал значение 49,9±2,3 мг/л.
Таким образом, предварительное окисление аликвоты азотной кислотой позволяет определить истинное содержание ванадия в растворе.
3.2. Поведение галлия и ванадия при выщелачивании
Предварительными исследованиями было показано, что обработка золы ТЭЦ раствором щелочи 200 г/л при температуре 80°C и времени выщелачивания 2 ч приводит к извлечению 49,7% кремния, 5,5% алюминия и 5,6% ванадия. То есть такая обработка приводит к концентрированию металлов в зольном остатке. Удаление аморфной части SiO2 , частичное разрушение частиц золы должно обеспечить более эффективное извлечение галлия и ванадия из золы. Таким образом обработанная зола использовалась в последующих опытах.
3.2.1. Исследование влияния температуры и добавки NaCl на эффективность выщелачивания галлия, ванадия, железа и алюминия в сернокислой среде
Исследование проводилось при условиях:
· концентрация H2 SO4 200 г/л;
· время обработки 2 ч;
· Т:Ж=1:5 (40 г золы и 200 мл серной кислоты).
Анализ на содержание элементов в растворе проводился по методикам 2.5.1 – 2.5.4. Степень извлечения металлов рассчитывалась исходя из их содержания в спеке обескремненной золы, %: Ga – 0,0036; V – 0,033; Fe – 5,77; Al – 17,9 (см. 2.5.6.). Данные приведены в таблице 3.2.1.
Таблица 3.2.1.
Полнота выщелачивания Ga, V, Fe и Al в серной кислоте
| Темпе-ратура, °C | NaCl, г/л | Ga | V | Fe | Al | ||||
| m, мг | a, % | m, мг | a, % | m, г | a, % | m, г | a, % | ||
| 55 | - | 0,09±0,02 | 6,1 | 0,81±0,11 | 4,6 | 0,66±0,02 | 36,8 | 0,78±0,05 | 17,7 |
| 70 | - | 0,14±0,04 | 9,6 | 1,09±0,15 | 6,2 | 0,85±0,03 | 47,2 | 0,89±0,06 | 20,2 |
| 90 | - | 0,23±0,06 | 16,3 | 1,06±0,15 | 6,0 | 1,09±0,04 | 60,4 | 1,04±0,06 | 23,6 |
| 85 | 5 | 0,37±0,10 | 25,6 | 1,02±0,14 | 5,8 | 1,28±0,05 | 71,1 | 1,03±0,06 | 23,4 |
| 85 | 50 | 0,35±0,10 | 24,0 | 1,23±0,17 | 7,0 | 1,44±0,05 | 79,8 | 0,92±0,06 | 20,8 |
Статистическая обработка результатов в приложении 2.
Из таблицы 3.2.1. видно, что кислотное выщелачивание не приводит к эффективному извлечению галлия и ванадия из золы-уноса ТЭЦ. Повышение температуры и введение добавки NaCl увеличивает извлечение галлия в 2,7 и 4 раза соответственно. Но полнота извлечения галлия недостаточна. Можно отметить значительную степень извлечения железа серной кислотой, которая при температуре 80°C и в присутствии NaCl концентрацией 50 г/л достигает 79,8%, что может быть использовано при разработке технологической схемы комплексной переработки золы.
3.2.2. Исследование эффективности выщелачивания галлия, ванадия, железа и алюминия щелочными растворами с добавкой NaCl
Обработка обескремненной золы в щелочной среде проводилась в условиях:
· концентрация щелочи 200 г/л;
· температура 80°C;
· время обработки 2 ч;
· Т:Ж=1:5 (40 г золы и 200 мл щелочи).
Полученные данные приведены в таблице 3.2.2.
Таблица 3.2.2.
Извлечение Ga, V, Fe и Al при щелочной обработке
| NaCl, г/л | Ga | V | Fe | Al | ||||
| m, мг | a, % | m, мг | a, % | m, мг | a, % | m, мг | a, % | |
| - | 0,81±0,09 | 56,3 | 2,1±0,4 | 12,1 | 23,4±1,0 | 1,3 | 339±11 | 7,7 |
| 5 | 0,79±0,09 | 55,1 | 1,2±0,2 | 7,0 | 12,4±0,5 | 0,7 | 66±2 | 1,5 |
| 50 | 0,80±0,09 | 56,0 | 1,8±0,3 | 10,2 | 7,9±0,3 | 0,4 | 53±2 | 1,2 |
Статистическая обработка результатов в приложении 3.
Из таблицы 3.2.2. следует, что при обработке щелочью железо и алюминий выщелачиваются незначительно; ванадий выщелачивается на 12%, что в 2 раза больше, чем в кислоте, но также недостаточно. Довольно эффективно в щелочной среде переходит в раствор из золы галлий, более чем наполовину. Введение добавки NaCl уменьшает степень извлечения ванадия и алюминия и практически не сказывается на степени извлечения галлия и железа.
3.2.3. Исследование влияния концентрации щелочи, температуры и времени выщелачивания на полноту извлечения галлия
В связи с тем, что в щелочной среде галлий выщелачивается эффективно, было изучено влияние на степень извлечения галлия из необработанной золы таких факторов, как концентрация щелочи, температура и время выщелачивания (таблица 3.2.3.1.). Было проведено математическое планирование эксперимента и составлен план 23 (таблица 3.2.3.2.). Степень извлечения галлия рассчитывалась исходя из его содержания в спеке необескремненной золы: 0,0035%.
Таблица 3.2.3.1.
Факторное пространство
| № | Фактор | Центр плана | Интервал варьирования | Погрешность |
| I | Температура (X1 ), °C | 70 | 20 | 2 |
| II | Концентрация щелочи (X2 ), г/л | 250 | 150 | 5 |
| III | Время выщелачивания (X3 ), ч | 2,5 | 1,5 | 0,1 |
Таблица 3.2.3.2.
План эксперимента и полученные результаты
| № | Температура (X1 ), °C | Концентрация щелочи (X2 ), г/л | Время выщелачивания (X3 ), ч | mGa , мкг | aGa , % |
| 1 | 90 (+) | 400 (+) | 4 (+) | 306±32 | 47,8 |
| 2 | 50 (-) | 400 (+) | 4 (+) | 146±17 | 22,8 |
| 3 | 90 (+) | 100 (-) | 4 (+) | 36,3±6,6 | 5,6 |
| 4 | 50 (-) | 100 (-) | 4 (+) | 15,1±2,8 | 2,4 |
| 5 | 90 (+) | 400 (+) | 1 (-) | 214±24 | 33,4 |
| 6 | 50 (-) | 400 (+) | 1 (-) | 76,4±10,1 | 11,8 |
| 7 | 90 (+) | 100 (-) | 1 (-) | 24,1±2,8 | 3,8 |
| 8 | 50 (-) | 100 (-) | 1 (-) | 11,2±1,2 | 1,8 |
Статистическая обработка результатов в приложении 4.
Получено уравнение регрессии:
aGa , %=16,2+6,5×X1 +12,8×X2 +3,5×X3 +5,2×X1 ×X2 +2,9×X2 ×X3
Таким образом, из полученных коэффициентов уравнения регрессии можно сделать следующие выводы. Наибольшее влияние на степень извлечения галлия оказывает концентрация щелочи, меньшее – температура и время выщелачивания. При этом совместное влияние температуры и концентрации щелочи значительнее, чем сочетание концентрации и времени выщелачивания.
Для изучения влияния времени на насыщаемость раствора галлием при обработке обескремненной золы щелочным раствором нами были выбраны следующие условия:
· концентрация щелочи 200 г/л;
· температура 80°C;
· Т:Ж=1:5 (20 г золы и 100 мл щелочи).
Полученные результаты приведены в таблице 3.2.3.3.
Таблица 3.2.3.3.
Зависимость степени извлечения галлия от времени
Время выщелачивания, ч |
Количество извлеченного галлия, мг | Степень извлечения a, % |
| 1 | 0,35±0,06 | 48,6 |
| 2 | 0,41±0,05 | 56,3 |
| 3 | 0,43±0,09 | 60,2 |
| 4 | 0,48±0,06 | 66,9 |
Статистическая обработка результатов в приложении 5.
Рисунок 3.2.3.
|
|
 |
Из таблицы 3.2.3.3 и рисунка 3.2.3. видно, что зависимость прямолинейная и максимум извлечения за 4 часа не достигнут. При этом за первый час в раствор переходит почти половина галлия.
3.2.4. Исследование возможности полного извлечения галлия при многостадийной обработке золы
Для того чтобы интенсифицировать процесс выщелачивания галлия, обескремненная зола последовательно обрабатывалась свежими растворами щелочи в 3 стадии по одному часу.
Исследование проводилось в условиях:
· концентрация щелочи 200 г/л;
· температура 80°C;
· Т:Ж=1:5 (20 г золы и 100 мл щелочи).
Данные приведены в таблице 3.2.4.
Таблица 3.2.4.
Полнота извлечения галлия при многократной обработке растворами щелочи
| Стадия | Время обработки, ч | S количество извлеченного галлия, мг | SaGa , % |
| I (обескремнивание) | 3 | 1,25±0,14 | 63,5 |
| II | 1 | 1,61±0,17 | 81,7 |
| III | 1 | 1,85±0,18 | 94,1 |
| IV | 1 | 1,93±0,21 | 98,2 |
Статистическая обработка результатов в приложении 6.
Таким образом, при многократной обработке обескремненной золы галлий извлекается практически полностью.
3.3. Электрохимическое выщелачивание ванадия
Поскольку в предыдущих опытах не была достигнута достаточная степень извлечения ванадия в раствор, нами исследовалось электрохимическое выщелачивание в кислой и щелочной средах (см. 2.6.3.).
3.3.1. Электровыщелачивание в кислой среде
Исследования проводились в условиях:
· концентрация H2 SO4 100 г/л;
· температура 20°C;
· время электролиза 2 ч;
· отношение Т:Ж=1:10 (20 г золы и 200 мл кислоты);
· титановый катод и свинцовый анод.
Полученные данные приведены в таблице 3.3.1.
Таблица 3.3.1.
Зависимость полноты извлечения металлов от плотности тока
| Условия опыта | V | Fe | Al | |||
| m, мг | a, % | m, г | a, % | m, г | a, % | |
Sk =41 см2 I=1 A i=24,4 mA/см2 |
0,26±0,04 | 3,9 | 0,30±0,02 | 25,7 | 0,32±0,04 | 8,9 |
I=2 A i=48,8 mA/см2 |
0,38±0,06 | 5,8 | 0,33±0,03 | 29,0 | 0,37±0,04 | 10,2 |
I=5 A i=122 mA/см2 |
0,73±0,11 | 11,0 | 0,39±0,03 | 33,8 | 0,40±0,05 | 11,3 |
I=10 A i=244 mA/см2 |
0,77±0,11 | 11,7 | 0,59±0,05 | 51,5 | 0,45±0,05 | 12,7 |
Статистическая обработка результатов в приложении 7.
Из таблицы 3.3.1. следует, что повышение плотности тока с 24,4 до 244 mA/см2 увеличивает степень извлечения железа на 25%, алюминия – на 4%, ванадия – на 8%, что все же недостаточно.
3.3.2. Электровыщелачивание в щелочной среде
Было исследовано влияние температуры на электровыщелачивание ванадия в щелочной раствор. Исследование проводилось при условиях:
· концентрация щелочи 200 г/л;
· время обработки 1 ч;
· отношение Т:Ж=1:10 (25 г золы и 250 мл щелочи);
· титановые катод и анод;
· i=25 mA/см2 .
Полученные данные приведены в таблице 3.3.2.
Таблица 3.3.2.
Зависимость содержания ванадия в растворе электровыщелачивания от температуры
| t, °C | mV , мг | aV , % |
| 20 | 0,67±0,15 | 8,1 |
| 85 | 1,05±0,23 | 12,7 |
Из анализа таблиц 3.3.1. и 3.3.2. можно заключить, что как в кислой, так и в щелочной средах в исследованных условиях не наблюдается увеличения степени извлечения ванадия. Поэтому поиски по извлечению ванадия должны быть продолжены.
ВЫВОДЫ
1. Показано, что галлий может быть полностью извлечен из золы-уноса ТЭЦ четырехкратной обработкой раствором щелочи концентрацией 200 г/л при t=80°C и Т:Ж=1:10.
2. Извлечение ванадия из золы-уноса ТЭЦ растворами кислоты и щелочи в исследованных условиях составляет 11-12%.
3. Добавка NaCl при кислотном выщелачивании позволяет извлечь в раствор 79,8% железа и 24% галлия.
ЛИТЕРАТУРА
1. Дымов А.М., Савостин А.П. Аналитическая химия галлия. – М.: Наука, 1968. – С. 5-9, 131-134.
2. Иванова Р.В. Химия и технология галлия. – М.: Металлургия, 1973. – С. 5-9, 131-134.
3. Еремин Н.И. Галлий. – М.: Металлургия, 1964.
4. Меерсон Г.А., Зеликман А.Н. Металлургия редких металлов. – М.: Металлургииздат, 1955. – С. 495-501.
5. Beja M. Chimie et Industrie, 67, I, 1952, 45-55, цит. по [4].
6. Резник П.А., Иванова Р.В. Сборник научных трудов Гиредмета, 1, 238, 258 (1959).
7. Резник П.А., Миронова З.М. Цветные металлы, 12, 60 (1940).
8. Яценко С.П., Деменев Н.В. Журнал неорганической химии, 4, 869 (1959).
9. Хасиева С.А., Зеликман А.Н., Иванова Р.В. Азербайджанский химический журнал, №5, 109 (1964).
10. Еремин Н.И., Гуськов В.М. Журнал прикладной химии, 33, 157 (1960).
11. Нижник А.Т., Шехтер З.В. Журнал прикладной химии, 35, 295 (1962).
12. Шалавина Е.Л., Гусарова Т.Д. Труды института металлургии АН КазССР, 1964. – Т. 9. – С. 121-129.
13. Шалавина Е.Л., Гусарова Т.Д. Труды института металлургии АН КазССР, 1965. – Т. 12. – С. 52-57.
14. Химия и технология редких и рассеяных элементов. Ч. I. /Под ред. К.А. Большакова. – М.: Высшая школа, 1976. – С. 245-276.
15. Gastinger E. Berg-und Huttenmannische Monatshefte, 99, I, 1954, 13, цит. по [4].
16. Нижник А.Т., Шехтер З.В. Журнал прикладной химии, 37, 742 (1964).
17. Morgan G.J. Chem. Soc., 1935, p.556, цит. по [2].
18. Кострикин В.М., Иванов-Эмин Б.Н. Журнал прикладной химии, 13, №10 (1940).
19. Janagari M.J. Coal Research Inst. (Japan), 1956, v. 7, p. 129-138, цит. по [2].
20. Schreiter W. Chem. Techn., 1954, Bd 3, s. 141-143, цит. по [2].
21. Еремин Н.И. Изв. вузов. Цветная металлургия. 1960. Т. 2. С. 108.
22. Абишева З.С., Блайда И.А., Пономарева Е.И. Цветные металлы. 1994. №3. С. 36-38.
23. Абишева З.С., Блайда И.А., Пономарева Е.И. Цветные металлы. 1994. №2. С. 42-44.
24. Людоговский Г.И. Требования промышленности к качеству минерального сырья. Ванадий. Госгеолтехиздат, 1960.
25. Химия и технология редких и рассеянных элементов. Ч. III. /Под ред. К.А. Большакова. – М.: Высшая школа, 1976. – С. 16-36.
26. Ежовска-Тршебятовска Б., Копач С., Микульский Т. Редкие элементы. – М.: Мир, 1979. – С. 297-300.
27. Амирова С.А., Печковский В.В. и др. Журнал прикладной химии, 36, №5, 936 (1963).
28. Veres J. Acta techn. Acad. scient. hung., 41, №3-4 (1962), цит. по [25].
29. Винаров И.В., Янкелевич Р.Г. Украинский химический журнал, 30, №5, 524 (1964).
30. Кунаев А.М. Пиро-гидрометаллургические способы переработки ванадиевого сырья Казахстана. – Алма-Ата: Наука, 1971. – С. 17-21.
31. Основы металлургии. Т. IV. Редкие металлы. /Отв. ред. Грейвер Н.С. и др. – М.: Металлургиздат, 1967.
32. Ростокер У. Металлургия ванадия. – М.: ИЛ., 1959. – С. 9.
33. Izumi Tsuboi, Shigetami Kasai, Takuya Yamamoto, Isao Komasawa, Eiichi Kunugita. Извлечение редких металлов из летучей угольной золы // Int. Solv. Extr. Conf., 1990 (ISEC’90), Kyoto, July 16-21, 1990: Abstr.–[Kyoto], 1990. – С. 215. – Англ., цит. по РЖХим 8Л52, 1991.
34. Schemel Roberto, Rodriguez Domingo, Salazar Ramon. Выщелачивание и извлечение ванадия из ванадийсодержащих отходов //Пат. 4539186, США. Заявл. 15.03.84 №589951, опубл. 3.09.85. МКИ С 01 G 31/00, НКИ 423/62, цит. по РЖХим 12Л121, 1986.
35. Каваёси Яцухиро. Извлечение ванадия // Заявка 60-161339, Япония. Заявл. 30.01.84, №59-13332, опубл. 23.08.85. МКИ С 01 G 31/00, С 22 В 34/22, цит. по РЖХим 13Л126, 1986.
36. Патент №4798709, США, опубл. 17.01.89. МКИ С 01 G 31/00, НКИ 423-63. Способ обработки золы-уноса.
37. Поляков А.Ю. Основы металлургии ванадия. – М.: Металлургиздат, 1959.
38. Слотвинский-Сидак Н.Г., Потапов И.В. Изв. вузов. Цветная металлургия. 1962. №3. С.100-107.
39. Лурье Ю.Ю. Аналитическая химия промышленных сточных вод. – М.: Химия, 1984. – С. 111.
40. ГОСТ 18165-81. Вода питьевая. Метод определения массовой концентрации алюминия. – М., 1981.
41. ГОСТ 10364-90. Нефть и нефтепродукты. Метод определения ванадия. – М., 1990.
42. ГОСТ 12711-77. Твердое топливо. Метод определения массовой доли галлия. – М., 1977.
43. Годовская К.И., Рябина Л.В., Новиков Е.Ю., Гернер М.М. Технический анализ. – М.: Высшая школа, 1967. – С. 386-387.
ПРИЛОЖЕНИЯ
Приложение 1
Статистическая обработка результатов определения ванадия в модельном растворе
| Концентрация ванадия | C1 | C2 | C3 | C4 | C5 | C6 | |
| I | в исходном растворе, мг/л | 52,5 | 40,5 | 49,9 | 56,3 | 51,6 | 54,6 |
| II | после восстановления цинком, мг/л | 31,0 | 32,6 | 23,5 | 31,8 | 34,5 | 32,4 |
| III | в окисленном растворе, мг/л | 51,9 | 51,8 | 48,3 | 49,5 | 32,0 | 48,2 |
Статистические характеристики выборок:
P=0,95
| I | II | III |
| Грубых промахов по Q-тесту не обнаружено | 23,5 – грубый промах,
29-04-2015, 04:03 Разделы сайта |