CC BY
2
_ВЕСТНИК ПНИПУ_
2024 Химическая технология и биотехнология № 1
DOI: 10.15593/2224-9400/2024.1.03 Научная статья
УДК 544.42: 542.61: 546.47
С.А. Якорнов, Г.И. Мальцев, А.А. Гребнева
АО «Уралэлектромедь», Верхняя Пышма, Россия,
Р.С. Воинков
АО «Уралэлектромедь», Верхняя Пышма, Россия, Технический университет УГМК, Верхняя Пышма, Россия
КИНЕТИКА РАСТВОРЕНИЯ ЦИНКА ЩЕЛОЧЬЮ
Переработка вторичного металлургического сырья представляет значительный интерес, по сравнению с рудными материалами, поскольку позволяет минимизировать капитальные и технологические расходы, снизить экологические риски, что определяет актуальность исследуемой темы. Цинксодержащие промпродукты металлургического производства представляют высокую экологическую опасность, оставаясь потенциальным альтернативным источником цинка и сопутствующих металлов. Целью работы являлось изучение кинетических закономерностей выщелачивания цинка из состава CaO ZnO, образующегося при спекании пыли электродуговых печей с известняком, выявление механизмов, по которым протекают химические взаимодействия, что может дать возможность наиболее эффективно влиять на скорость лимитирующей стадии процесса, минимизируя трудоемкость и материальные затраты.
Объектом исследования служил спек пыли электродуговых печей с известняком. Исходный материал выщелачивали едким натром при перемешивании пульпы. Химический анализ металлургических пылей и спека с известняком выполнен атом-но-эмиссионным спектральным методом с индуктивно-связанной плазмой (оборудование - спектрометр оптико-эмиссионный SPECTROBLUE); атомно-эмиссионным спектральным методом с искровым источником возбуждения спектра (оборудование - спектрометр эмиссионный Spectrolab M12). Образцы пылей и спека также исследовали рентгенофазовым анализом на дифрактометре Bruker D8 Advance с использованием позиционно-чувствительного детектора LynxEye.
Спек пыли электродуговых печей с известняком получали для перевода цинка в легкорастворимую форму CaO ZnO. Исходный материал измельчали до порошка с размером частиц ~0,04 мм и выходом ~97 % состава, %: 11,9 Zn; 28,5 Ca; 16,6 Fe; 0,38Mg; 0,14Pb; < 0,05 Cl.
Опыты по выщелачиванию спека едким натром проводили в следующих диапазонах исследованных параметров процесса: исходная концентрация цинка в пульпе Со = 0,202 г-ион/дм3; концентрация щелочи 10-12 моль/дм3 NaOH; отношение Ж/Т = 9; скорость перемешивания пульпы V = 10-20 рад е1; температура Т = 293...323 К; продолжительность т = 0,5-2,5 ч. В результате цинк из состава спека переходил в раствор в виде тетрагидроксоцинката натрия Na2[Zn(OH)4], а кальций в основном оставался в малорастворимом остатке гидроксида Ca(OH)2, который вступает в взаимодействие с
углекислым газом и образует нерастворимый карбонат кальция СаС03. Исследованный режим выщелачивания спека в данных пределах соответствующих параметров Со, V, Т относится к внутридиффузионному переносу растворенных реагента и продукта реакции через твердый слой малорастворимых соединений, на поверхности частиц дисперсной фазы, с величиной энергии активации Е = 22,1 кДж/моль.
Ключевые слова: пыли электродуговых печей, известняк, обжиг, цинк, выщелачивание, едкий натр, кинетика, внутренняя диффузия, энергия активации, концентрация, скорость перемешивания, температура.
S.A. Yakornov, G.I. Maltsev, A.A. Grebneva
Uralelectromed JSC, Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation R.S. Voinkov
Uralelectromed JSC, Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation UMMC Technical University, Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation
KINETICS OF ZINC DISSOLUTION BY ALKALI
The processing of secondary metallurgical raw materials is of considerable interest, compared with ore materials, since it allows minimizing capital and technological costs, reducing environmental risks, which determines the relevance of the topic under study. Zinc-containing industrial products of metallurgical production pose a high environmental hazard, remaining a potential alternative source of zinc and related metals. The aim of the work was to study the kinetic patterns of zinc leaching from a mixture of CaOZnO formed during sintering of electric arc furnace dust with limestone, to identify the mechanisms by which chemical interactions occur, what can make it possible to most effectively influence the speed of the limiting stage of the process, minimizing labor intensity and material costs.
The object of the study was sintered dust of electric arc furnaces with lime. The starting material was leached with caustic soda when mixing the pulp. Chemical analysis of metallurgical dusts and sinter with limestone was performed by atomic emission spectral method with inductively coupled plasma (equipment - optical emission spectrometer SPECTROBLUE); atomic emission spectral method with spark excitation source of the spectrum (equipment - emission spectrometer "Spectrolab M12"). Dust and sinter samples were also examined by X-ray phase analysis on a Bruker D8 Advance diffractometer using a position-sensitive LynxEye detector.
The sinter of electric arc furnace dust with limestone was obtained to convert zinc into an easily soluble form CaOZnO. The starting material was reduced to a powder with a particle size of ~0.04 mm and a yield of ~97 % of the composition, %: 11.9 Zn; 28.5 Ca; 16.6Fe; 0.38Mg; 0.14Pb; < 0.05 Cl.
Experiments on the leaching of sinter with caustic soda were carried out in the following ranges of the studied process parameters: initial zinc concentration in the pulp Co = 0.202 g-ion/dm3; alkali concentration 10-12 mol/dm3 NaOH; Liquid/Solid ratio = 9; pulp mixing rate V = 10-20 rads-1; temperature T = 293-323 K; duration t = 0.5-2.5 hours. As a result, zinc from the sinter passed into solution in the form of sodium tetrahy-
droxozincate Na2[Zn(OH)4], and calcium mainly remained in a slightly soluble residue of Ca(OH)2 hydroxide, which interacts with carbon dioxide and forms insoluble calcium carbonate CaCO3. The studied mode of leaching of the sinter within the given limits of the corresponding parameters Co, V, T refers to the intra-diffusion transfer of the dissolved reagent and reaction product through a solid layer of poorly soluble compounds, on the surface of the particles of the dispersed phase, with an activation energy E = 22.1 kJ/mol.
Keywords: electric arc furnace dust, limestone, roasting, zinc, leaching, caustic soda, kinetics, internal diffusion, activation energy, concentration, mixing rate, temperature.
Промпродукты цинкового производства содержат тяжелые цветные металлы, мышьяк и другие опасные для окружающей среды компоненты, что требует необходимости их безопасной утилизации [1-3]. Одним из способов решения указанной проблемы является комплексная переработка богатых по цинку промпродуктов с получением ряда товарных продуктов [4-7].
Для перевода цинка в жидкую фазу широко используют гидрометаллургические методы. Селективное извлечение цинка с помощью процесса щелочного растворения показало, что при рН 14,30-16,78 и 25 °C основной сульфат цинка может быть преобразован в ZnO22 вместо Zn(OH)2, в то время как Cd будет поступать в осадок выщелачивания в виде гидроксида. При концентрации 3 моль/дм NaOH, Ж/Т = 20 см /г, температуре 40 °C и продолжительности 50 мин содержание Zn достигало 96,14 %, в то время как содержание Pb и Cd составляло только 0,66 и 2,83 % соответственно. ZnO с гексагональной структурой вюрцита и Cd(OH)2 кристаллизовались и прилипали к поверхности частиц остатков выщелачивания, что приводило к рыхлой и хаотичной морфологии частиц [8]. Горячий отфильтрованный кек состава, %: 8-20 Zn; 6-16 Mn; 5-25 Ca; 0,5-3 Co, подвергали механохимическому щелочному выщелачиванию (MCAL) цинка. Результаты обычного щелочного выщелачивания (CAL) показали, что сразу через некоторое время после начала реакции на активной поверхности частиц ZnO образуется слой нерастворимого гидроксида кальция и марганца, который препятствует диффузии выщелачивающего раствора. Процесс выщелачивания тормозится, максимальное извлечение не превысило 82,4 %. Результаты механо-химического выщелачивания показали, что интенсивное измельчение избирательно повышает эффективность выщелачивания. Это объясняется значительным структурным изменением и истиранием нерастворимого слоя во время MCAL, извлечение цинка получено на уровне 99,9 % [9]. При щелочном растворении свинца и цинка из низкосортной оксидной руды оптимальными условиями являются концентрация 4М NaOH, соотношение Ж:Т = 20, температура 80 °C, скорость перемешивания
500 об/мин для свинца и 400 об/мин для цинка. Получено наибольшее извлечение свинца и цинка - 72,15 и 85,52 % соответственно. Диффузия через пленку жидкости была стадией, контролирующей скорость кинетики выщелачивания РЬ и Zn с энергией активации, кДж/моль: 13,6 РЬ; 13,92 Zn [10]. Исследованы выходы и кинетика выщелачивания Zn из трех различных остатков выщелачивания на цинковых заводах. При оптимальных условиях может быть извлечено 46,2 (± 4,3), 23,3 (± 2,7) и 17,6 (± 1,2) мг Zn на 1 г. Энергия активации была оценена, ккал/моль: 2,24; 6,63; 11,7. Порядок реакции по отношению к концентрации серной кислоты также был определен как 0,20; 0,56 и 0,87 [11]. Приведена модель прямого выщелачивания концентрата ZnS в растворе, которая хорошо описывает систему выщелачивания (Я2 = 97 %), учитывает реакции между концентратом сульфида цинка и окислителями на реагирующей поверхности частиц концентрата [12]. Осадок холодного фильтрования (ОХФ) состава, %: 45-55 Zn; 11-16 С^ 2,5-4 N1; 0,2-1,5 Си, может быть использован в качестве вторичного источника цинка, никеля и кадмия. Обработку ОХФ для отделения Zn и извлечения Cd проводили с использованием процессов щелочного растворения и электрообогащения соответственно. При двухступенчатом щелочном выщелачивании, когда ОХФ выщелачивали в течение 1 ч при 75 °С в присутствии 8 моль/дм №ОН и соотношении Ж:Т = 10, степень выщелачивания Zn составила 98 %, в то время как N1 и Cd оставались нетронутыми в остатке [13]. Извлечение Zn и Fe из остатков цинкового выщелачивания (ZLR) возможно сочетанием восстановительного обжига, кислотного выщелачивания и магнитной сепарации. Феррит цинка в ZLR был избирательно преобразован в ZnO и Fe3O4 в атмосфере СО, С02 и Аг. Впоследствии было проведено кислотное выщелачивание для растворения Zn из восстановленного ZLR, в то время как Fe оставалось в остатке и извлекалось магнитной сепарацией. При оптимальном режиме работы было извлечено, %: 61,38 Zn; 80,9 Fe [14]. Выщелачивание пыли электродуговой печи проводят для получения высокой степени извлечения Zn и Fe. Оптимальные условия выщелачивания: температура 90 °С; концентрация Н^О4 3 М; размер частиц 75 мкм; соотношение Ж/Т = 10; продолжительность 2 ч. Доля извлечения при оптимальных условиях, %: 98,6 Zn; 99,1 Fe [15]. Извлечение Zn и РЬ из хвостов несульфидной флотации с использованием Н^О4 с последующим выщелачиванием №ОН в присутствии тартрата натрия-калия: при рН 2, температуре 40 °С, соотношении Ж:Т = 4, и продолжительности 2 ч, было достигнуто растворение, %: 82,3 Zn; 0,5 Fe, РЬ [16]. Исследованы
характеристики выщелачивания, способность к образованию кислоты и фракции высвобождаемых тяжелых металлов из двух РЬ^п хвосто-хранилищ с помощью синтезированного монтмориллонита, интерка-лированного диэтилдитиокарбаматом натрия (DDTC-Mt), который обеспечил хорошие показатели стабилизации Zn, Мп и РЬ из обоих хвостохранилищ при оптимальных коэффициентах стабилизации, которые превышают 94 %. DDTC-Mt мог в определенной степени инги-бировать высвобождение тяжелых металлов, покрывая поверхность хвостов в результате образования комплексов и их осаждения. Кроме того, покрытие DDTC-Mt может предотвратить окисление отходов [17]. Результаты эксплуатации двухступенчатой установки для выщелачивания цинка под давлением показали, что размер частиц и дозировка кислоты сильно влияют на извлечение Zn, Fe, Ga и ве. Частицы размером +74 мкм являются основными препятствиями для улучшения экстракции. Извлечение цинка может достигать 96,7 % после измельчения крупных частиц перед выщелачиванием. Извлечение других металлов, %: 84,7 Fe; 81,7 ва; 81,4 ве. Общее извлечение при двухступенчатом выщелачивании, %: 98,2 Zn, 90,0 Fe, 86,3 ва; 87,8 ве [18]. Разработано двухступенчатое противоточное щелочное растворение пыли медеплавильного производства с высоким содержанием мышьяка (HACSD) с последующим одноступенчатым выщелачиванием Н^04 для отделения As и извлечения Zn и Си. Показано, что > 95,5 % As было успешно отделено от HACSD в щелочной фильтрат. Содержание в щелочном фильтрате, г/дм3: 61,50 As; 0,001-0,21 Zn, РЬ, В^ Sn. Из остатков щелочного выщелачивания в Н^04 фильтрат были извлечены, %: 97,2 Zn; 96,4 Си. Остатки Н^04 выщелачивания были обогащены, %: 34,16 РЬ; 8,38 Вц 11,54 Sn в оксидной и сульфатной фазах [19]. Проведена окислительно-термическая обработка пыли электродуговых печей (EAFD), смешанной с поливинилхлоридом (ПВХ). Обнаружено, что НС1, выделяющийся при разложении ПВХ, вступает в реакцию с оксидами металлов, присутствующими в EAFD, с образованием хлоридов металлов. Термическая обработка при температуре выше 350 °С приводит к значительному испарению хлоридов свинца и цинка. После термической обработки остаток выщелачивали водой - самым дешевым доступным реагентом для выщелачивания. Zn и РЬ извлекались с извлечением до ~100 %, в то время как извлечение Fe составляло всего 12,5 % [20]. При селективном удалении As из РЬ^Ь^^содержащей пыли добавление элементной серы может эффективно сдерживать выщелачивание РЬ, Sb, Zn из пыли с высоким содержанием As. Триоксид
сурьмы ^Ь203), триоксид мышьяка (As2O3), основной арсенат свинца [Pb5(AsO4)3OH] и арсенат цинка [Zn3(AsO4)2] в исходных материалах были преобразованы в гидрат антимоната натрия [NaSb(OH)6], сульфид свинца (PbS) и сульфид цинка (ZnS). Мышьяк присутствовал в растворе выщелачивания в виде AsO33 или AsO43 . Было выщелочено 99,8 % As в оптимизированных условиях, в то время как ~98,2 % Sb, 99,9 % РЬ и 99,8 % Zn остались в остатке выщелачивания при концентрации As менее 0,1 %. Кажущаяся энергия активации 7,62 кДж/моль, выщелачивание мышьяка контролируется диффузией в твердой пленке [21]. Возможна фитоэкстракция Zn, РЬ, №, Cd из остатков цинкового выщелачивания металлургических отходов (ZLR) с использованием растений SaHcorшa еигораеа. Исследовано соотношение ZLR/почва и определено как 25 мас. % ZLR + 75 мас. % почвы, обеспечивающее достаточный рост растений и усвоение тяжелых металлов. При этих оптимальных условиях было извлечено, %: 5,68 Zn; 7,44 РЬ; 52,63 №; 8,82 Cd [22].
Целью настоящей работы являлось изучение кинетических закономерностей выщелачивания цинка из состава СаО^пО, образующегося при спекании пыли электродуговых печей с известняком, выявление механизмов, по которым протекают химические взаимодействия, что позволит наиболее эффективно влиять на скорость лимитирующей стадии процесса, минимизируя трудовые и материальные затраты по рекуперации цинка в товарный продукт.
Методика исследований. Объектом исследования служил спек пыли электродуговых печей с известняком, который получали для перевода цинка в легкорастворимую форму СаО^пО. Исходный материал измельчали на истирателе вибрационном лабораторном ИВС-4 до порошка с размером частиц ~0,04 мм и выходом ~97 % состава, %: 11,9 Zn; 28,5 Са; 16,6 Fe; 0,38 Mg; 0,14 РЬ; < 0,05 С1. Фазовый и гранулометрический состав измельченного Zn-содержащего материала приведен в табл. 1, 2.
Таблица 1
Фазовый состав измельченного Zn-содержащего материала
(данные РФА)
Химическая формула Объемная доля фазы, % Плотность, г/см3
Са2ре205 49 4,04
СаО 32 3,37
гпО 9 5,61
№202 9 2,80
Те02 1 5,67
8Ю2 < 0,01 2,65
Таблица 2
Гранулометрический состав измельченного Zn-содержащего материала
Крупность частиц Содержание, %
Более 100 мкм (+0,1 мм) 3,01
От 71 до 100 мкм (- 0,1 + 0,071 мм) 3,04
От 40 до 71 мкм (- 0,071 + 0,040 мм) 15,75
Менее 40 мкм (-0,040 мм) 78,20
Для проведения экспериментов по выщелачиванию цинка использовали фракцию -0,1 мм, для которой по методике И 9106-13-2021 определили:
- плотность (истинная плотность, удельный вес) - 3,676 г/см3 (расчетная ориентировочная плотность по данным РФА - 3,872 г/см3);
- насыпная плотность (насыпной вес, объемный вес) - 1,371 г/см3.
Опыты по выщелачиванию спека едким натром проводили при перемешивании пульпы в следующих диапазонах исследованных параметров процесса: исходная концентрация цинка в пульпе Со (Zn)=0,202 г-ион/дм3; исходная концентрация выщелачивающего реагента Со = 10-12 моль/дм3 NaOH; скорость перемешивания пульпы Ж/Т = 9; V = 10-20 рад/c; температура 273-323 оС; продолжительность 0,5-2,5 ч. В результате цинк из состава спека переходил в раствор в виде тетрагидроксоцинката натрия, а кальций в основном оставался в малорастворимом остатке гид-роксида:
CaO- ZnO + 2NaOH + 2H2O ^ Na2[Zn(OffU] + Ca(OH)2.
Гидроксид кальция вступает в взаимодействие с углекислым газом и образует нерастворимый карбонат кальция и воду:
Ca(OH)2 + CO2 = CaCO3 + H2O.
Химический анализ металлургических пылей и спека с известняком выполнен атомно-эмиссионным спектральным методом с индуктивно-связанной плазмой (оборудование - спектрометр оптико-эмиссионный SPECTROBLUE); атомно-эмиссионным спектральным методом с искровым источником возбуждения спектра (оборудование - спектрометр эмиссионный Spectrolab M12). Образцы пылей и спека также исследовали рентгенофазовым анализом на дифрактометре Bruker D8 Advance в диапазоне углов дифракции 29 = 15... 80° в излучении Ka Co с шагом 0,025° с использованием позиционно-чувствительного детектора LynxEye; общее время записи дифрактограммы 7,5 ч, эквивалентное время на шаг 1860 с. Качественный фазовый анализ выполнялся с использованием па-
кета Bruker DiffracSuite EVA v6.0 и базы данных эталонных дифракционных спектров ICDD PDF-2 (v. 2019). Количественный фазовый анализ проводился в пакете полнопрофильного анализа Bruker TOPAS 5.0 по методу Ритвельда; кристаллические структуры взяты из базы данных Crystallography Open Database.
При выполнении работ по щелочному растворению цинка использовали метод начальных скоростей [23, 24], который позволяет не учитывать изменение поверхности частиц в навеске продукта и плотность оболочки продукта реакции в случае его образования, а также обеспечивает достаточный избыток реагента, используемого для выщелачивания.
Результаты и их обсуждение. При обработке полученных экспериментальных данных использовали следующие уравнения, описывающие диффузионные взаимодействия в системе:
d = Gt / Оо (1)
юс = dd/dx = Kc-S-Со"; (2)
fflv = dd/dx = KvSVp; (3)
ЮГ = dd/dx = KtST q, (4)
где d - степень выщелачивания; Gx - количество цинка в растворе в момент времени т; Оо - исходное количество цинка в пульпе в момент времени т = 0; ю - скорость растворения цинка, с- ; т - продолжительность, с; S - поверхность твердой фазы, дм2; Со - исходная концентрация выщелачивающего реагента, моль/дм3; V - скорость вращения мешалки, рад с- ; Т - температура пульпы, К; К (C,v,T) - константа скорости реакции, определяемая соответствующим параметром; nc - порядок реакции по концентрации NaOH; pv, qT - кажущиеся «порядки реакции».
Порядок реакции (nc) и значения pv, qT рассчитывали по уравнениям:
nc = Algro/AlgC vt); (5)
pv = Algro/AlgV; (6)
qr = Algro/AlgT (7)
Для предварительной оценки скорости процесса использовали время полуизвлечения (x0,5, с), соответствующее выщелачиванию 50 % цинка:
то,5 = 0,23 r-a-8 / DC, (8)
где r - радиус частиц спека, дм; a = N/n - константа распределения, N - мольная доля растворителя в спеке, n - мольная доля выщелачи-
ваемого иона цинка (противоиона) из спека; 5 - толщина диффузной пленки, дм; D - коэффициент взаимодиффузии в растворе, дм2/г-ионс; С - концентрация выщелачиваемого иона цинка в пульпе, г-ион/дм3. Скорость полуизвлечения (ш0 с- ) цинка в раствор
Ю0,5 = 0,5/Т0,5 (9) Коэффициент взаимодиффузии в растворе (D, дм2/г-ионс):
D = (da /dT) • 5 / C • S (10)
D = Dое - Е / kT, (11)
где Dо - предэкспоненциальный множитель, дм2/г-ионс; Е - энергия активации, Дж; k — постоянная Больцмана; Т - температура, К.
Е = 2,3RT • T2-log (D2 / D1) / (Т2 - Т1), Дж/моль (12)
Е = 2,3Rtgy, (13)
где tgy = log (D2 / D1) / (1/T1 - 1/T2).
В = a2n3/62T, (14)
где В - константа скорости внутренней диффузии, с-1; a - степень выщелачивания, т - продолжительность, с.
В = Dg П2 / Го2, (15)
где Dg - коэффициент внутренней диффузии, дм2/с; ro - радиус частиц, дм;
Dg = [(ar /6) 2п]/т, (16)
где Dg - коэффициент внутренней диффузии, дм2/с; ro - радиус частиц, дм;
Dg = Doe-E/kT, (17)
где Do - предэкспоненциальный множитель, дм2/с; Е - энергия активации, Дж; k - постоянная Больцмана; Т - температура, К. Уравнение Валенси [25]:
[1 + (z - 1) a]2/3 + (z - 1) • (1 - a) 2/3 = F = Kw-i, (18)
где a - степень выщелачивания; z = и (Мпрод/рпрод) / (Мисх/рисх) - критерий Пиллинга - Бедвордса; и - число молей продукта, образующегося из 1 моля исходного соединения; Мпрод, Мисх, рпрод, рисх - молекулярные массы и плотности исходных соединений и продуктов реакции; Квн - коэффициент внутренней массопередачи, с-1; F -параметр уравнения Валенси.
Ранее выполненными исследованиями по выщелачиванию спека едким натром, проведенными в статических условиях в следующих диапазонах исследованных параметров процесса: Со = 0,202 г-ион/дм3; 5-9 моль/дм3 №ОЫ; Ж/Т = 9; V = 10...20 рад/с; Т = 333...363 К; т = 0,5.2,5 ч, было установлено, что процесс регулируется внешне-диффузионным механизмом переноса растворенных реагента и продуктов реакции через слой жидкости, примыкающий к поверхности частиц дисперсной фазы.
На рис. 1, 2 и в табл. 3 представлены результаты, полученные при исследовании влияния концентрации гидроксида натра на показатели выщелачивания цинка. При увеличении концентрации едкого натра с 10 до 12 моль/дм3 скорость и константа выщелачивания цинка снижаются, соответственно, с 1,2510-3 до 0,833 10-3 с-1 и 1,97110-6 до 1,299 10-6 дм/мольс (см. рис. 1, табл. 3).
240 480 720 Продолжительность, с
Рис. 1. Кинетические кривые
Продолжительность т0'5, с0'5 Рис. 2. Зависимость степени
0,5
выщелачивания цинка едким натром выщелачивания цинка от параметра т ШОН, моль/дм3: 10 (1); 11 (2); 12 (3). ШОН, моль/дм3: 10 (1); 11 (2); 12 (3). V, радс-1: 10-20 (1), 20 (2, 3); tgф■10-3, с-0,5: 8,4 (1); 7,9 (2); 7,4 (3) Т = 293 К
Таблица 3
Показатели процесса выщелачивания спека гидроксидом натрия
ШОЫ, моль/дм3 da/dт, с-1 Б, дм2 Пс С п Кс, дм/(мольс)
10 1,2510-3 547,1 0,064 1,159 1,97110-6
11 1,04210-3 1,166 1,633 10-6
12 0,833 10-3 1,172 1,299 10-6
Скорость перемешивания пульпы в диапазоне V = 10...20 радс-1 не влияет на показатели процесса выщелачивания, что характерно для внутридиффузионного механизма взаимодействия (см. рис. 1, кр. 1).
Установленные значения константы скорости растворения цинка для
концентраций 10-12 моль/дм3 ШОЫ (Кс = 1,299 10-6-1,971 10-6 дм/(моль • с)) соизмеримы с аналогичными показателями при внешне-диффузионном механизме с концентрацией 5-9 моль/дм3 №ОЫ (Кс = 1,99110-6 - 2,536 10-6 дм/(мольс)), несмотря на возрастание порядка реакции пс с 0,02 до 0,064 соответственно (см. табл. 3).
Выявлен прямолинейный характер зависимости степени выщелачивания цинка (а) от квадратного корня продолжительности (т0'5) при концентрациях щелочи 10-12 моль/дм3 №ОЫ, что также характерно для внутридиффузионных процессов (см. рис. 2). Значения тангенса угла наклона зависимостей снижаются: tgф•10-3 = 8,4-7,4 с-05 с ростом концентрации щелочи с 10 до 12 моль/дм3 №ОЫ.
На рис. 3, 4 и в табл. 4 представлено влияние температуры на показатели выщелачивания цинка.
о
0 240 480 720 Продолжительность, с
Рис. 3. Кинетические кривые выщелачивания цинка едким натром
T, K: 293 (1); 303 (2); 313 (3); 323 (4). 12 моль/дм3 NaOH; V = 20 радс-1
0,19 -I-1-.-■
15 19 23 27
Продолжительность т0'5, с0'5
Рис. 4. Зависимость степени выщелачивания цинка из спека от квадратного корня продолжительности процесса. Г, К: 293 (1); 303 (2); 313 (3); 323 (4). tgф•10-3' с-0,5: 7,4 (1); 8,7 (2); 10 (3); 11,3 (4)
Таблица 4
Показатели процесса выщелачивания цинка из спека при различной температуре
Т, К dd/dx, с 1 *) Чт Dg, дм2/с В, с_1 КТ, 1/дм2^с Еакт, кДж/моль
293 0,833 10_3 0,18 0,582 10_12 1,433 10_4 5,479 10_7 22,1
303 0,979 10_3 0,803 10_12 1,979-10_4 6,399 10_7
313 1,125-10_3 1,0610_12 2,613 10_4 7,3110_7
323 1,271 • 10_3 1,352 10_12 3,333^10_4 8,21210_7
Т, К dd/dx, с_1 **) Чт Dg, дм2/с В, с_1 КТ, 1/дм2^с т 0,5, с
293 1,75 • 10_4 0,02 3,2610_14 0,804 10_5 2,629.10_7 2,675^104
303 2,052^ 10_4 4,54710_14 1,12110_5 3,10310_7 1,918104
313 2,354^ 10_4 5,896 10_14 1,453 10_5 3,5310_7 1,48 • 104
323 2,667^ 10_4 7,505 10_14 1,85 • 10_5 3,98110_7 1,162104
*) для начального участка кинетических кривых (а < 0,3); **) для участка кинетических кривых (а > 0,3).
Влияние температуры на степень выщелачивания цинка из спека, по сравнению с концентрацией гидроксида натра, выражено в меньшей степени, а именно: константы скорости реакции для начального участка кинетических кривых (d < 0,3) КТ = (5,479-8,212) • 10_7 и Кс = (1,971-1,299) • 10-6 (см. табл. 3, 4; рис. 3). Причем, если при увеличении концентрации щелочи в системе скорость выщелачивания (dd/dx) снижается, то при повышении температуры с 293 до 323 К она
_3 _3 —1
возрастает: с 0,833 10 до 1,27110 с для начального участка кинетических кривых (а < 0,3) и с 1,75 10_4 до 2,667 10_4 с-1 для участка кинетических кривых с d > 0,3. При этом увеличиваются значения тангенса угла наклона Оёф) прямолинейных зависимостей, полученных в координатах «а - х°'5», с 7,410_3 до 11,310_3 (см. рис. 4); коэффициент диффузии - с 0,582 10_12 до 1,352-10_12 дм2/с (d < 0,3) и с 3,2610_14 до 7,505 10_14 (а > 0,3); а время полуизвлечения цинка в раствор т 0,5, наоборот, снижается с 2,675 104 до 1,162 104 с (см. табл. 4). В целом же наблюдается снижение удельной скорости выщелачивания цинка dd/dx по мере увеличения продолжительности процесса.
Значения константы скорости (В) и коэффициента (Dg) внутренней диффузии, энергии активации (Е) можно определить графически как тангенс угла наклона прямолинейных зависимостей:
tg0 = В, с_1 в координатах «d2n3/62 - т» (рис. 5); tgA, = Dg, дм2/с в координатах «(d ro /6) 2 n - т» (рис. 6); tgy = E / (2,3R), K в координатах «log Dg - 1/7» (рис. 7).
Рис. 5. Зависимость параметра выщелачивания цинка а2п3/62 от продолжительности процесса. Т, К: 293 (1); 303 (2); 313 (3); 323 (4). tg0■1O-4' с-1: 1,4 (1); 2,0 (2); 2,6 (3); 3,3 (4). 12 моль/дм3 №ОН; V = 20 радс-1
Рис. 6. Зависимость параметра
выщелачивания цинка (аго/6)2п от продолжительности процесса. Т, К: 293 (1); 303 (2); 313 (3); 323 (4). tgU0-12' с-1: 0,58 (1); 0,8 (2); 1,06 (3); 1,35 (4). 12 моль/дм3 ШОН; V= 20 радс-1
Рис. 7. Зависимость логарифма коэффициента диффузии 1^0 от обратной температуры 1/Т при выщелачивании цинка tgY = 1,155 103; Е = 2,21104 Дж/моль; Оо = 5,099 10-9 дм2/(г-ион)с
По результатам опытов рассчитали кажущуюся энергию активации при диффузионном переносе молекул щелочи и цинка через слой гидроксидов металлов-примесей в исследуемой системе: Е=2,21 • 104 Дж/моль или 8,2-9,1 кТ (Т = 293.323 К), которая характерна для внутридиффузионной кинетики; величину предэкспоненци-ального множителя 0о = 5,099 10-9 дм2/г-ионс; тангенс угла наклона прямой tgY = 1,15510 К, построенной в координатах - 1/Т (см. рис. 7).
При выщелачивании спека гидроксидом натра №ОЫ получается растворимый тетрагидроксо-
цинкат натрия №2^п(ОН)4] и малорастворимый (0,021 моль/дм3) гид-роксид кальция Са(ОН)2, который вследствие поглощения диоксида углерода образует нерастворимый карбонат кальция СаСО3. В результате затрудняется диффузионный перенос исходных реагентов и продуктов реакции через слой малорастворимых соединений на поверхности частиц дисперсной фазы.
Для данной реакции по уравнению Валенси критерий Пил-линга - Бедвордса больше единицы (2 = 1,094), что подтверждает возрастающее со временем диффузионное сопротивление протеканию процесса выщелачивания спека вследствие формирования оболочки образующихся труднорастворимых побочных продуктов реакции (табл. 5).
Таблица 5
Параметры уравнения Валенси процесса выщелачивания цинка из спека
Т, К Молекулярный вес Плотность, г/см3 -6 2 Квн, с-1
СаО^пО Са(ОН)2 СаО^пО Са(ОН)2
293 137,5 74,09 4,49 2,211 1 1,094 1,14610-6
303 1,625 10-6
313 2,22910-6
323 2,97910-6
Практически прямолинейная зависимость параметра ¥ уравнения Валенси от продолжительности процесса т (рис. 8) также подтверждает внутридиффузионный механизм выщелачивания цинка из спе-ка и позволяет определить значения коэффициента внутренней массопе-редачи Квн, равного тангенсу угла наклона зависимостей в координатах «¥ - т», которые возрастают с 1,146-10 6 до 2,979 10-6 с-1 при увеличении температуры с 293 до 323 К.
Заключение. Опыты по выщелачиванию едким натром спека пыли электродуговых печей с известняком, полученного для перевода цинка в легкорастворимую
р 1,094
1,091 -I-.-.-.-.
230 355 480 605 730
Продолжительность, с
Рис. 8. Зависимость параметра ¥ уравнения Валенси от продолжительности выщелачивания цинка из спека. Т, К: 293(7); 303 (2); 313 (3); 323 (4); 12 моль/дм3 ШОН; V = 20 радс-1
форму CaOZnO, проводили при перемешивании пульпы в следующих диапазонах исследованных параметров процесса: исходная концентрация цинка в пульпе Со^П) = 0,202 г-ион/дм3; концентрация щелочи 10_12 моль/дм3 NaOH; отношение Ж/Т = 9; скорость перемешивания пульпы V = 10...20 рад-с-1; температура Т = 293...323 К; продолжительность т = 0,5.2,5 ч. В результате цинк из состава спека переходил в раствор в виде тетрагидроксоцинката натрия, а кальций в основном оставался в малорастворимом остатке гидроксида:
CaOZnO + 2NaOH + 2H2O ^ Na2[Zn(OH)4] + Ca(OH)2.
Гидроксид кальция вступает в взаимодействие с углекислым газом и образует нерастворимый карбонат кальция и воду:
Ca(OH)2 + СО2 = CaCOs + ^O.
В результате затрудняется диффузионный перенос исходных реагентов и продуктов реакции через слой малорастворимых соединений, включая гидроксиды металлов-примесей, на поверхности частиц дисперсной фазы. При увеличении концентрации щелочи и понижении температуры системы процесс образования труднорастворимых соединений в поверхностном слое частиц дисперсной фазы усиливается.
Исследованный режим выщелачивания спека пыли электродуговых печей с известняком едким натром в данных пределах соответствующих параметров Со, V, Т относится к внутридиффузионному переносу растворенных реагента и продукта реакции через твердый слой, образующийся на поверхности частиц дисперсной фазы, с величиной энергии активации Е = 22,1 кДж/моль.
Список литературы
1. Boyanov, B. Thermal behavior of zinc sulfide concentrates with different iron content at oxidative roasting / B. Boyanov, A. Peltekov, V. Petkova // Thermochimica Acta. - 2014. - Vol. 586. - P. 9_16. https://doi'org/10'1016/j'tca.2014'04'005
2. Reductive leaching of cobalt from zinc plant purification residues / M.S. Safarzadeh, N. Dhawan, M. Birinci, D. Moradkhani // Hydrometallurgy. -2011. - Vol. 106, iss. 1-2. - P. 51_57. https://doi.org/10'1016/j'hydromet'2010'11'017
3. Stanojevic, D. Evaluation of cobalt from cobaltic waste products from the production of electrolytic zinc and cadmium / D. Stanojevic, B. Nikolic, M. Todo-rovic // Hydrometallurgy. - 2000. - Vol. 54, iss. 2-3. - P. 151_160. https:// doi.org/10.1016/S03 04-3 86X(99)00062-6
4. Wang, Y. Hydrometallurgical process for recovery of cobalt from zinc plant residue / Y. Wang, C. Zhou // Hydrometallurgy. - 2002. - Vol. 63, iss. 3. -P. 225-234. https://doi.org/10.1016/S0304-386X(01)00213-4
5. Hydrometallurgical process for zinc recovery from electric arc furnace dust (EAFD). Part II: Downstream processing and zinc recovery by electrowinning P.E. Tsakiridis, P. Oustadakis, A. Katsiapi, S. Agatzini-Leonardou // Journal of Hazardous Materials. - 2010. - Vol. 179, iss. 1-3. - P. 8-14. https://doi.org/ 10.1016/ jjhazmat.2010.04.004
6. Safarzadeh, M.S. Recovery of zinc from Cd-Ni zinc plant residues / M.S. Safarzadeh, D. Moradkhani, P. Ashtari // Hydrometallurgy. - 2009. -Vol. 97, iss. 1-2. - P. 67-72. https://doi.org/10.1016Zj.hydromet.2009.01.003
7. Safarzadeh, M.S. Kinetics of sulfuric acid leaching of cadmium from Cd-Ni zinc plant residues / M.S. Safarzadeh, D. Moradkhani, M. Ojaghi-Ilkhchi // Journal of Hazardous Materials - 2009. - Vol. 163, iss. 2-3. - P. 880-890. https://doi.org/10.1016/ jjhazmat.2008.07.082
8. A perspective of stepwise utilization of hazardous zinc plant purification residue based on selective alkaline leaching of zinc / Y. Huang, Y. Geng, G. Han, Y. Cao // Journal of Hazardous Materials. - 2020. - Vol. 389. - 122090. https:// doi.org/10.1016/jjhazmat. 2020.122090
9. Ashtari, P. Selective mechanochemical alkaline leaching of zinc from zinc plant residue / P. Ashtari, P. Pourghahramani // Hydrometallurgy. - 2015. - Vol. 156. -P. 165-172. https://doi.org/ 10.1016/j.hydromet.2015.03.017
10. Ghasemi, S.M.S. Alkaline leaching of lead and zinc by sodium hydroxide: kinetics modeling / S.M.S. Ghasemi, A. Azizi // Journal of Materials Research and Technology. - 2018. - Vol. 7, iss. 2. - P. 118-125. https://doi.org/10.1016/ jjmrt.2017.03.005
11. Leaching and selective zinc recovery from acidic leachates of zinc metallurgical leach residues / M. Sethurajan, D. Huguenot, R. Jain, P.N.L. Lens // Journal of Hazardous Materials - 2017. Vol. 324, part A. - P. 71-82. https://doi.org/ 10.1016/ j.jhazmat.2016.01. 028
12. Lampinen, M. Kinetic model for direct leaching of zinc sulfide concentrates at high slurry and solute concentration / M. Lampinen, A. Laari, I. Turunen // Hydrometallurgy. - 2015. - Vol. 153. - P. 160-169. https://doi.org/10.1016/ j.hydromet.2015.02.012
13. Selective zinc alkaline leaching optimization and cadmium sponge recovery by electrowinning from cold filter cake (CFC) residue / D. Moradkhani, M. Rasouli, D. Behnian, H. Arjmandfar // Hydrometallurgy. - 2012. - Vol. 115-116. -P. 84-92. https://doi.org/10.1016/ j.hydromet.2011.12.021
14. A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue / H. Yan, L. Chai, B. Peng, M. Li // Minerals Engineering. - 2014. - Vol. 55. -P. 103-110. https://doi.org/ 10.1016/j.mineng.2013.09.015
15. Purification of the leaching solution of recycling zinc from the hazardous electric arc furnace dust through an as-bearing jarosite / P.K. Hazaveh, S. Karimi, F. Rashchi, S. Sheibani // Ecotoxicology and Environmental Safety. - 2020. -Vol. 202. - 110893. https://doi.org/10.1016/j.ecoenv.2020.110893
16. Kursunoglu, S. Recovery of zinc and lead from Yahyali non-sulphide flotation tailing by sequential acidic and sodium hydroxide leaching in the presence of potassium sodium tartrate / S. Kursunoglu, S. Top, M. Kaya // Transactions of Nonferrous Metals Society of China. - 2020. - Vol. 30. - Iss. 12. - P. 3367-3378. https://doi.org/10.1016/ S1003-6326(20)65468-1
17. Stabilization of heavy metals from lead-zinc ore tailings with sodium diethyl dithiocarbamate functionalized montmorillonite (DDTC-Mt): Leaching characteristics and remediating mechanism / H. Xiao, G. Wang, G. Liang, J. Zhu // Minerals Engineering. - 2022. - Vol. 183. - 107608. https://doi.org/ 10.1016/j.mineng.2022.107608
18. Study on the improvement of the zinc pressure leaching process / Y. Wang, H. Wang, X. Li, C. Zheng // Hydrometallurgy. - 2020. - Vol. 195. -105400. https://doi.org/ 10.1016/j.hydromet.2020.105400
19. Separation of arsenic and extraction of zinc and copper from high-arsenic copper smelting dusts by alkali leaching followed by sulfuric acid leaching / Y. Zhang, X. Feng, L. Qian, J. Luan // Journal of Environmental Chemical Engineering. - 2021. -Vol. 9, iss. 5. - 105997. https://doi.org/10.1016/jjece.202L105997
20. Leaching behavior of zinc and lead from electric arc furnace dust - Poly (vinyl) chloride residues after oxidative thermal treatment / M. Al-Harahsheh, S. Al-tarawneh, M. Al-Omari, M. Altarawneh // Journal of Cleaner Production. - 2021. -Vol 328. - 129622. https://doi.org/10.1016/jjclepro.202L129622
21. Selective removal of arsenic from high arsenic dust in the NaOH-S system and leaching behavior of lead, antimony, zinc and tin / L. Zhang, X. Guo, Q. Tian, H. Qin // Hydrometallurgy. - 2021. - Vol. 202. - 105607. https://doi.org/10.1016/ j.hydromet.2021. 105607
22. Phyto-extraction of zinc, lead, nickel, and cadmium from zinc leach residue by a halophyte: Salicornia europaea / M. Khanlarian, M. Roshanfar, F. Rashchi, B. Motesharezadeh // Ecological Engineering. - 2020. - Vol. 148. - 105797. https://doi.org/10.1016Zj.ecoleng.2020. 105797
23. Кинетика выщелачивания галлия серной кислотой из фосфорсодержащего продукта / А.С. Касымова, З.С. Абишева, Э.У. Жумартбаев, Е.И. Пономарева // Известия вузов. Цветная металлургия - 1990. - № 6. - С. 72-75.
24. Кинетика выщелачивания цинка из шлака свинцово-медного производства / Д.Э. Чиркст, О.В. Черемисина, А.А. Чистяков, Г.А. Балян // Известия вузов. Химия и химическая технология - 2006. Т. 49. - № 10. - С. 35-38.
25. Хабаши, Ф. Основы прикладной металлургии / Ф. Хабаши. - М.: Металлургия, 1975. - Т. 2. - 391 с.
References
1. Boyanov B., Peltekov A., Petkova V. Thermal behavior of zinc sulfide concentrates with different iron content at oxidative roasting. Thermochimica Acta. 2014. Vol. 586. pp. 9-16. https://doi.org/10.10167j.tca.2014.04.005.
2. Safarzadeh M.S., Dhawan N., Birinci M., Moradkhani D. Reductive leaching of cobalt from zinc plant purification residues. Hydrometallurgy. 2011. Vol. 106. Iss. 1-2. pp. 51-57. https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2010.11.017.
3. Stanojevic D., Nikolic B., Todorovic M. Evaluation of cobalt from cobal-tic waste products from the production of electrolytic zinc and cadmium. Hydro-metallurgy. 2000. Vol. 54. - Iss. 2-3. pp. 151-160. https://doi.org/10.1016/S0304-386X(99)00062-6.
4. Wang Y., Zhou C. Hydrometallurgical process for recovery of cobalt from zinc plant residue. Hydrometallurgy. 2002. Vol. 63. Iss. 3. pp. 225-234. https://doi.org/10.1016/S0304-386X(01)00213-4.
5. Tsakiridis P.E., Oustadakis P., Katsiapi A., Agatzini-Leonardou S. Hy-drometallurgical process for zinc recovery from electric arc furnace dust (EAFD). Part II: Downstream processing and zinc recovery by electrowinning. Journal of Hazardous Materials. 2010. Vol. 179. Iss. 1-3. pp. 8-14. https://doi.org/10.1016/ jjhazmat.2010.04.004.
6. Safarzadeh M.S., Moradkhani D., Ashtari P. Recovery of zinc from Cd-Ni zinc plant residues. Hydrometallurgy. 2009. Vol. 97. Iss. 1-2. pp 67-72. https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2009.01.003.
7. Safarzadeh M.S., Moradkhani D., Ojaghi-Ilkhchi M. Kinetics of sulfuric acid leaching of cadmium from Cd-Ni zinc plant residues. Journal of Hazardous Materials.2009. Vol. 163. Iss. 2-3. pp. 880-890. https://doi.org/10.1016/ j.jhazmat.2008.07.082.
8. Huang Y., Geng Y., Han G., Cao Y. A perspective of stepwise utilization of hazardous zinc plant purification residue based on selective alkaline leaching of zinc. Journal of Hazardous Materials. 2020. Vol. 389. 122090. https://doi.org/ 10.1016/jjhazmat. 2020.122090.
9. Ashtari P., Pourghahramani P. Selective mechanochemical alkaline leaching of zinc from zinc plant residue. Hydrometallurgy. 2015. Vol. 156. pp. 165-172. https://doi.org/ 10.1016/j.hydromet.2015.03.017.
10. Ghasemi S.M.S., Azizi A. Alkaline leaching of lead and zinc by sodium hydroxide: kinetics modeling. Journal of Materials Research and Technology. 2018. Vol. 7. - Iss. 2. pp. 118-125. https://doi.org/10.1016/jjmrt.2017.03.005.
11. Sethurajan M., Huguenot D., Jain R., Lens P.N.L. Leaching and selective zinc recovery from acidic leachates of zinc metallurgical leach residues. Journal of Hazardous Materials. 2017. Vol. 324. Part A. pp. 71-82. https://doi.org/10.1016/ j.jhazmat.2016.01. 028.
C.A. HmpmB, r.H. Manb^B, A.A. rpeGrnBa, P.C. BOUHKOB
12. Lampinen M., Laari A., Turunen I. Kinetic model for direct leaching of zinc sulfide concentrates at high slurry and solute concentration. Hydrometallurgy. 2015. Vol. 153. pp. 160-169. https://doi.org/10.10167j.hydromet.2015.02.012.
13. Moradkhani D., Rasouli M., Behnian D., Arjmandfar H. Selective zinc alkaline leaching optimization and cadmium sponge recovery by electrowinning from cold filter cake (CFC) residue. Hydrometallurgy. 2012. Vol. 115-116. pp. 84-92. https://doi.org/10.1016/ j.hydromet.2011.12.021.
14. Yan H., Chai L., Peng B., Li M. A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue. Minerals Engineering. 2014. Vol. 55. pp. 103-110. https://doi.org/ 10.1016/j.mineng.2013.09.015.
15. Hazaveh P.K., Karimi S., Rashchi F., Sheibani S. Purification of the leaching solution of recycling zinc from the hazardous electric arc furnace dust through an as-bearing jarosite. Ecotoxicology and Environmental Safety. 2020. Vol. 202. 110893. https://doi.org/10.1016/j.ecoenv.2020.110893.
16. Kursunoglu S., Top S., Kaya M. Recovery of zinc and lead from Yahyali non-sulphide flotation tailing by sequential acidic and sodium hydroxide leaching in the presence of potassium sodium tartrate. Transactions of Nonferrous Metals Society of China. 2020. Vol. 30. - Iss. 12. pp. 3367-3378. https://doi.org/10.1016/ S1003-6326(20)65468-1.
17. Xiao H., Wang G., Liang G., Zhu J. Stabilization of heavy metals from lead-zinc ore tailings with sodium diethyl dithiocarbamate functionalized mont-morillonite (DDTC-Mt): Leaching characteristics and remediating mechanism. Minerals Engineering. 2022. Vol. 183. - 107608. https://doi.org/10.1016/ j.mineng.2022.107608.
18. Wang Y., Wang H., Li X., Zheng C. Study on the improvement of the zinc pressure leaching process. Hydrometallurgy. 2020. Vol. 195. 105400. https://doi.org/ 10.1016/j.hydromet.2020.105400.
19. Zhang Y., Feng X., Qian L, Luan J. Separation of arsenic and extraction of zinc and copper from high-arsenic copper smelting dusts by alkali leaching followed by sulfuric acid leaching. Journal of Environmental Chemical Engineering. 2021. Vol. 9. Iss. 5. 105997. https://doi.org/10.1016/jjece.2021.105997.
20. Al-Harahsheh M., Altarawneh S., Al-Omari M., Altarawneh M. Leaching behavior of zinc and lead from electric arc furnace dust - Poly (vinyl) chloride residues after oxidative thermal treatmen. Journal of Cleaner Production. 2021. Vol 328. 129622. https://doi.org/10.1016/jjclepro.2021.129622.
21. Zhang L., Guo X., Tian Q., Qin H. Selective removal of arsenic from high arsenic dust in the NaOH-S system and leaching behavior of lead, antimony, zinc and tin. Hydrometallurgy. 2021. Vol. 202. 105607. https://doi.org/10.1016/ j.hydromet.2021. 105607.
22. Khanlarian M., Roshanfar M., Rashchi F., Motesharezadeh B. Phyto-extraction of zinc, lead, nickel, and cadmium from zinc leach residue by a halo-
phyte: Salicornia europaea. Ecological Engineering. 2020. Vol. 148. 105797. https://doi'org/10'1016/j.ecoleng'2020' 105797.
23. Kasymova A.S., Abisheva Z.S., ZHumartbaev E.U., Ponomareva E.I. Kinetika vyshchelachivaniya galliya sernoj kislotoj iz fosforsoderzhashchego produkta [Kinetics of gallium leaching with sulfuric acid from a phosphorus-containing product]. Izvestiya vuzov. Cvetnaya metallurgiya, 1990, no 6, рр. 72_75.
24. CHirkst D.E., CHeremisina O.V., CHistyakov A.A., Balyan G.A. Kinetika vyshchelachivaniya cinka iz shlaka svincovo-mednogo proizvodstva [Kinetics of zinc leaching from lead-copper slag]. Izvestiya vuzov. Himiya i himicheskaya tekhnologiya, 2006, no 10, pp. 35_38.
25. Habashi F. Osnovy prikladnoj metallurgii. T. 2. [Fundamentals of applied metallurgy] Moscow: Metallurgiya, 1975, 391 p.
Об авторах
Якорнов Сергей Александрович (Верхняя Пышма, Россия) - кандидат технических наук.
Мальцев Геннадий Иванович (Верхняя Пышма, Россия) - доктор технических наук, старший научный сотрудник, главный специалист Исследовательского центра АО «Уралэлектромедь» (624091, Свердловская область, г. Верхняя Пышма, пр. Успенский, 1, е-mail: [email protected]).
Гребнева Анна Александровна - кандидат химических наук, ведущий инженер-технолог Исследовательского центра АО «Уралэлектромедь» (624091, Свердловская область, г. Верхняя Пышма, пр. Успенский, 1, е-mail: [email protected]).
Воинков Роман Сергеевич - кандидат технических наук, начальник Исследовательского центра АО «Уралэлектромедь», доцент кафедры металлургии Технического университета УГМК (624091, Свердловская область, г. Верхняя Пышма, пр. Успенский, 3, е-mail: [email protected]).
About the authors
Sergey A. Yakornov (Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation) _ Ph. D. in Technical Sciences.
Gennady I. Maltsev (Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation) - Doctor of Technical Sciences, Senior researcher, Chief specialist of the Research center of JSC «Uralelectromed» (1, Uspenskij av., Verkhnyaya Pyshma, 624091, e-mail: mgi@ uralcooper.com).
Anna A. Grebneva (Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation) - Ph. D. in Technical Sciences, Leading Engineer of the Research Center, of JSC «Uralelectromed» (1, Uspensky аV', Verkhnyaya Pyshma, 624091, e-mail: [email protected])'
Roman S. Voinkov (Verkhnyaya Pyshma, Russian Federation) - Ph. D. in Technical Sciences, Head of the Research center of JSC «Uralelectromed» (3, Uspen-skij av., Verkhnyaya Pyshma, 624091, e-mail: [email protected]).
Поступила: 04.12.2023
Одобрена: 12.02.2024
Принята к публикации: 20.02.2024
Финансирование. Исследования выполнены с использованием научного оборудования «Центра наукоемких химических технологий и физико-химических исследований» ПНИПУ в соответствии с проектом Пермского НОЦ «Рациональное недропользование» (RFMEFI62120X0038).
Конфликт интересов. Авторы заявляют об отсутствии конфликта интересов.
Вклад авторов равноценен.
Просьба ссылаться на эту статью в русскоязычных источниках следующим образом:
Кинетика растворения цинка щелочью / С.А. Якорнов, Г.И. Мальцев, А.А. Гребнева, Р.С. Воинков // Вестник ПНИПУ. Химическая технология и биотехнология. - 2024. - № 1. -С. 30-50.
Please cite this article in English as:
Yakornov S.A., Maltsev G.I., Grebneva A.A., Voinkov R.S. Kinetics of zinc dissolution by alkali. Bulletin of PNRPU. Chemical Technology and Biotechnology, 2024, no. 1, pp. 30-50 (In Russ).
