Комбинация реагентов-собирателей во флотационном процессе труднообогатимых шлаков медеплавильного производства

Разработанный нами технологический процесс обеспечивает снижение выноса Cr6+ в атмосферу по сравнению с универсальным электролитом хромирования вследствие более высокого значения выхода по току и рассеивающей способности, а также пониженной температуре электролиза. Полученные хромовые покрытия отличаются высокими значениями микротвердости и маслоемкости, что при эксплуатации изделий с данным покрытием обеспечит высокий ресурсосберегающий и эколого-экономический эффект.

Таким образом, установлено, что влияние ионов хлора на процесс электроосаждения хрома из универсального электролита при концентрациях 2,0-2,5 г/л и пониженной температуре обеспечивает положительный эффект, что и позволило разработать новый электролит хромирования.

С помощью последовательного симплекс-комплекса определены оптимальный состав данного электролита (CCrO3 - 250,0; CCI- - 2,0; С H2SO4 - 2,5 г/л) и режим электроосаждения хрома (Dk=6000 А/м2; 7=293 К; Вт =25%).

Получены покрытия с высокой микротвердостью (~1400 Hv), коррозионной стойкостью, а также достаточной маслоемкостью и невысокой пористостью. Внутренние напряжения хрома, осажденного из дан-

Библиограф

1. Актуальные эколого-экономические проблемы трибологии / А.Ю. Албагачиев, Б.Э. Гурский, Ю.М. Лужнов, А.Т. Романова, А.В. Чичинадзе // Вестник машиностроения. 2008. № 10. С. 42-47.

2. Гамаюнов И.Г., Баранов А.Н., Юдин А.Н. Применение композиционных покрытий на основе хрома для уменьшения падения напряжения в подине алюминиевого электролизера // Упрочняющие технологии и покрытия. 2010. № 8. С. 34-38.

3. Коррозионные процессы в производстве алюминия / А.Н. Баранов, Е.А. Гусева, А.Н. Красноперов [и др.] // Известия вузов. Цветная металлургия. 2008. № 4. С. 51-56.

4. Михайлов Б.Н. Гальванотехника. Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2010. 284 с.

5. Михайлов Б.Н., Михайлов Р.В. Экологические и ресурсосберегающие аспекты хромирования // Вестник ИрГТУ. 2013. № 10 (81). С. 228-235.

6. Михайлов Б.Н. Эколого-технологические проблемы техни-

ных электролитов, ниже полученных с использованием стандартного электролита на 20-25%. Эти электролиты имеют более высокую рассеивающую способность по сравнению с универсальным. Разработанные нами электролиты хромирования с добавками ионов хлора позволяют достичь выхода по току хрома 25% и выше.

Как видно из результатов наших исследований, максимальное значение микротвердости и маслоемкости обеспечиваются при концентрации ионов хлора 2,0-2,5 г/л. По всей видимости, это связано с особенностями конкурирующего воздействия оксихлоратов и оксисульфатов хрома на параметры кристаллической решетки электролитически осажденного хрома.

Рекомендуемые нами электролиты достаточно «чисты» в экологическом плане, так как обеспечивают снижение выноса ^6+ в атмосферу по сравнению с универсальным электролитом хромирования вследствие более высокого выхода по току и рассеивающей способности, а также пониженной температуре электролиза. Их использование обеспечивает ресурсосбережение дефицитного хрома и снижение удельного расхода электроэнергии.

Статья поступила 23.12.2015 г.

ский список

ческой электрохимии. Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 2010. 268 с.

7. Михайлов Б.Н., Михайлов Р.В. Исследование процесса хромирования // Вестник ИрГТУ. 2011. № 12 (59). С. 203-206.

8. Михайлов Б.Н., Михайлов Р.В. Исследование процесса хромирования из электролита с добавкой ионов алюминия // Вестник ИрГТУ. 2013. № 12 (83). С. 223-230.

9. Михайлов Б.Н., Михайлов Р.В. Исследование процесса хромирования из электролита с добавкой ионов олова // Вестник ИрГТУ. 2014. № 3 (86). С. 145-151.

10. Патент № 2459018 РФ. Способ получения комбинированного хромового покрытия / Д.А. Рычков, А.Н. Баранов, А.С. Янюшкин, А.Н. Юдин. Заявитель и патентообладатель Братский государственный университет. № 2010130585/02; заявл. 20.07.2010; опубл. 20.08.2012. Бюл. № 23.

11. Проников А.С. Параметрическая надежность машин. М.: Изд-во МГТУ им. Н.Э. Баумана, 2002. 560 с.

УДК 669.054.82.622.765

КОМБИНАЦИЯ РЕАГЕНТОВ-СОБИРАТЕЛЕЙ ВО ФЛОТАЦИОННОМ ПРОЦЕССЕ ТРУДНООБОГАТИМЫХ ШЛАКОВ МЕДЕПЛАВИЛЬНОГО ПРОИЗВОДСТВА

© М.Н. Сабанова1

Сибайский филиал ОАО «Учалинский ГОК»,

453832, Россия, Республика Башкортостан, г. Сибай, ул. Горького, 54.

Представлены результаты изучения возможности использования дополнительных реагентов-собирателей серии диалкилдитиофосфатов (БТФ) для повышения показателей извлечения флотацией меди, золота и серебра из труднообогатимых шлаков медеплавильного производства. Дана характеристика используемых модификаций реагента. Представлены результаты открытых и замкнутых лабораторных флотационных опытов, изучено влияние рН пульпы на извлечение металлов. Проанализированы причины прироста извлечения меди при подаче

1Сабанова Маргарита Николаевна, начальник исследовательской лаборатории, тел.: (34775) 42507, 9608015665, e-mail: m_sabanova@mail.ru

Sabanova Margarita, Head of the Research Laboratory, tel.: (34775) 42507, 9608015665, e-mail: m_sabanova@mail.ru

БТФ, определено оптимальное соотношение основного и дополнительного собирателей. Ключевые слова: техногенное сырье; медь; медный шлак; флотация; пирит; оборотная вода; рН процесс; реагенты-собиратели; диалкилдитиофосфаты; повышение извлечения.

COMBINATION OF COLLECTING AGENTS IN REFRACTORY COPPER PRODUCTION SLAG FLOTATION M.N. Sabanova

Sibai branch of "Uchalinsky GOK" JSC,

54 Gorky St., Sibai, Republic of Bashkortostan, 453832, Russia.

The article presents the results of studying the possibilities of using additional collecting reagents of dialkyl dithiophos-phate series to improve the indices of flotation recovery of copper, gold, and silver from refractory slags of copper production. It describes modifications of the used reagent, introduces the results of open and closed laboratory flotation experiments, and studies the effect of pH pulp on metal extraction. The reasons of growth in copper recovery when applying dialkyl dithiophosphates are analyzed and the optimal ratio of primary and secondary collectors is determined. Keywords: technogenic raw materials; copper; copper slag; flotation; pyrite; circulated water; process pH; collecting agents; dialkyl dithiophosphates; increased extraction.

Цветная металлургическая промышленность является крупнейшим производителем отходов, среди которых основной объем приходится на шлаки, скапливающиеся годами на территориях перерабатывающих предприятий. Вместе с тем, образующиеся шлаки являются ценным минеральным сырьем и могут быть использованы в народном хозяйстве страны. В Уральском регионе находится основная часть медного пояса России.

В условиях систематической недозагруженности обогатительных фабрик, перерабатывающих медные и медно-цинковые руды, особенно на Южном Урале, в переработку вовлекаются труднообогатимые шлаки медной плавки, характеризующиеся [1] преобладанием в структуре сростков сульфида меди, оксида железа, сульфида железа размером менее 0,044 мм. Размер включений медьсодержащих минеральных фаз в сульфидных сростках составляет 1-3 мкм. Характерным является заключение агрегированной меди внутри сульфидного сростка.

Используемая на фабриках флотационная технология, являющаяся универсальным методом обогащения сырья природного (полезных ископаемых) и техногенного (горно-металлургические отходы) происхождений, содержащего цветные металлы, позволяет наиболее полно и наименее затратно извлекать медь и из легкообогатимых раскристаллизованных шлаков медеплавильного производства [2, 3]. Однако извлечение меди флотацией из труднообогатимых шлаков не превышает 60% [2], а иногда даже потери меди с хвостами флотации превалируют над извлечением меди в концентрат. Очень остро стоит вопрос извлечения, особенно из конвертерных шлаков, золота и серебра, которые числятся на балансе (в обороте) металлургического предприятия. Таким образом, задачи повышения извлечения меди, золота, серебра, несмотря на непрерывно ведущиеся исследования в этом направлении, сохраняют свою актуальность по настоящее время.

Перспективным для решения данных задач представляется применение диалкилдитиофосфатов. Для исследований выбраны содержащие вещества данного химического класса - реагенты марки БТФ ввиду их доступности и ряда специфических особенностей флотационного действия, зарекомендовавших себя

как эффективные дополнительные собиратели при флотации вместе с ксантогенатом на медно-цинковых [4] и медно-пиритных [5] рудах, повышающих извлечение драгметаллов. Реагенты БТФ обладают высокой устойчивостью, хорошо растворимы в воде и просты в обращении.

Изученные конвертерный и отвальный шлаки одного из предприятий Южного Урала отнесены по предложенной нами типизации к фаялит-магнетито-пиритовому типу. Содержание сульфидной фазы составляет в среднем 7%, из них 0,5% представлены борнитом, остальная часть - пиритом. Медь находится в металлических сплавах, асрСи в них варьируется от 1,40% до 85,08%. Кроме того, в шлаках присутствуют разноразмерные корольки металлической меди с aCu до 98%. В виде примеси медь встречается в пирите и пирротине (до 3,23%), в оксидных фазах (магнетит, феррит), фаялите и натровом алюмосиликате. Основными медными фазами являются халько-зин-борнитовый твердый раствор (асрСи - 73,15%), борнит (асрСи - 56,09%), сульфидный Fe-Cu твердый раствор (асрСи - 54,91%), сульфидный Fe-Cu-Zn твердый раствор (асрСи - 16,83%).

Проведенные исследования флотации шлаков показали, что областью эффективного извлечения меди является рН=5,0-7,5, а максимальные показатели получены при рН=5,5. То есть флотация идет в диапазоне рН критичном для стабильного состояния основного собирателя - бутилового ксантогената калия (БКК). Это обуславливает необходимость применения дополнительного собирателя устойчивого в более кислой среде. Из реагентов БТФ для эксперимента выбраны модификации: 163, 1614, 1624, 1522, 1541, 1552. Продукты производятся по ТУ 2452-00151848149-00 под маркой «Флотореагент БТФ». Весь технологический процесс разработан и утвержден ЗАО «Механобр-Оргсинтез-Реагент» (г. Санкт-Петербург) под руководством доктора технических наук, профессора В.И. Рябого. Характеристика реагентов представлена в табл. 1, которая составлена по материалам [4, 5].

Эксперимент

Флотационные опыты проведены по отработанным ранее схемам переработки медного шлака на

Таблица 1

Характеристика реагентов БТФ

Модификация реагента БТФ Тип флотируемых руд Пенообразо-вание Селективность Действие Рекомендации производителя

163 С^ FeS, Au-содержащие, полимет. заметное Достаточно высокой селективности действия Обеспечивает увеличение извлечения цветных, редких и драгоценных металлов из сульфидных руд Использовать во всех случаях, когда имеются трудности с достижением необходимых показателей по извлечению металлов

1614

1624

1522 полиметаллические умеренное Относится к типу достаточно селективных собирателей По собирательной способности превосходит флото-реагент БТФ-1541. Повышает извлечение Au, Ag и платиноидов. Увеличивает извлечение и тонких, и крупных классов сульфидных минералов. Способствует повышению флоти-руемости окисленных форм сульфидных минералов Рекомендуется использовать в схемах селективной флотации, в том числе с выделением «головки»

1552

1541 полиметаллические слабое Селективен при отделении от пирита и разделении сульфидных минералов цветных, редких и драгоценных металлов Обеспечивает более высокое качество медного и цинкового концентратов при флотации медно-цинковых руд с сохранением или повышением извлечения меди и цинка

обогатительной фабрике Сибайского филиала ОАО «УГОК» с применением оборотной воды на оборудовании исследовательской лаборатории.

Постоянные условия проведения опытов: навеска медного шлака 0=700 г; тонина помола - 98,5% по классу - 0,044 мм; твердое в пульпе на флотации 28%, концентрация свободной щелочи (СаО) в оборотной воде 450-480 г/м3; время основной флотации -20 мин. Реагент серии БТФ подавался в процесс как дополнительный собиратель последовательно после БКК.

Переменные условия проведения опытов:

- рН среды в измельчении и на флотации, которая достигалась подачей на процесс фактической высокощелочной при водородном показателе (рН) оборотной воды равном 11 и оборотной воды, кондиционированной до рН=7, технической воды при рН=7.

- расход собирателя, расход вспенивателя, соотношение расхода БКК и расхода БТФ.

Схема флотации включала следующие операции: флотацию медной «головки» и ее перечистку, основную флотацию, контрольную флотацию до отвальных хвостов. Подача собирателя (сочетания собирателей) проводилась в каждую операцию по-фракционно.

Результаты и обсуждение

В процессе эксперимента при флотации конвертерного и отвального шлаков одного и того же предприятия получены подобные зависимости извлечения меди и драгметаллов от режимов флотации. В статье

представлены результаты, полученные при флотации конвертерного медного шлака в открытом цикле (табл. 2-6).

Из табл. 2 видно, что при одинаковом расходе собирателя - бутилового ксантогената калия 400 г/т -максимальное извлечение меди в концентрат 84,05% и минимальные потери с отвальными хвостами меди 15,95% достигаются при рН 6,5-6,8 в измельчении и рН 5,5-6,0 на флотации. Снижение рН процесса увеличивает выход продуктов с «головы». Скорость флотации и общий выход при неизменном качестве концентрата растет. Но в тоже время флотация при рН=7 на «чистой» технической воде не активна.

Анализ результатов (рис. 1) сравнительных серий флотационных опытов с применением дополнительного собирателя БТФ на фактической оборотной воде при рН в измельчении 11,0-11,5, рН во флотации 12,0-12,5 выявил, что подача во флотационный процесс любой модификации дополнительного реагента из изучаемых позволяет значительно снизить общий расход собирателя. При этом увеличивается выход продукта с «головы» и выход общего концентрата.

Наилучшие показатели флотации получены с применением БТФ 163 и БТФ 1614. Оптимальное соотношение бутилового ксантогената калия (БКК) и БТФ составило 3:1. При этом извлечение меди 77,85% получено при использовании сочетания БКК+БТФ 1614 при его суммарном расходе 300 г/т, то есть суммарный расход собирателя сократился на 100 г/т (табл. 3).

Таблица 2

Результаты флотации труднообогатимого конвертерного шлака при различных значениях _рН процесса_

Номер опыта Наименование Выход, % ßCu, % £Си, % Условия

1 К-т Си «головки» 2,97 22,43 33,07 рН измельчение ~ 11,0—11,5 рН флотация = 12,0-12,5

ХК-т основной флот.+хв. Си переч. 8,31 9,08 37,47

К-т контр. флот. 2,23 3,05 3,38

Х^ конц-т 13,51 11,02 73,92

Отв. хвост 86,49 0,61 26,08

Шлак исходный 100 2,01 100

2 К-т Си «головки» 3,85 24,75 47,31 рН измельчение ~ 9,0-9,3 рН флотация = 8,0-8,5

ХК-т основной флот.+хв. Си переч. 9,71 6,38 30,75

К-т контр. флот. 3,41 1,78 3,01

Хгр. ^ конц-т 16,97 9,62 81,07

Отв. хвост 83,03 0,46 18,93

Шлак исходный 100 2,01 100

3 К-т Си «головки» 4,20 23,12 48,2 рН измельчение ~ 6,5—6,8 рН флотация ~ 5,5-6,0

ХК-т основной флот.+хв. Си переч. 10,10 6,4 32,08

К-т контр. флот. 3,30 2,3 3,77

Хгр. ^ конц-т 17,6 9,62 84,05

Отв. хвост 82,4 0,39 15,95

Шлак исходный 100 2,01 100

4 К-т Си «головки» 1,74 19,65 16,97 технич. вода рН 7,0

ХК-т основной флот.+хв. Си переч. 7,01 12,01 41,79

К-т контр. флот. 3,59 4,35 7,75

Хгр. ^ конц-т 12,34 10,86 66,52

Отв. хвост 87,66 0,77 33,48

Шлак исходный 100 2,01 100

ф ф

ф

т

ф

Ц,

ш

го

90 80 70 60 50 40 30 20 10 0

БКК:БТФ

1:1  2:1  3:1  4:1 Н 1:2 В 1:0

163

1614

1624

1522

1541

1552 Реагент

Рис. 1. Извлечения меди в концентрат при различных соотношениях основного и дополнительного собирателей

Таблица 3

Результаты флотации конвертерного медного шлака при снижении суммарного расхода _собирателей_

Номер опыта Продукт Выход, % ßCu, % £Си, % Условия

5 £гр. Си конц-т 13,95 10,9 75,61 рН измельчение = 11 ,0—1 1 ,5 рН флотация = 1 2,0-1 2,5 Собиратель БКК+БТФ 163 £300 г/т

Отв. хвост 86,05 0,57 24,39

Шлак исходный 100,0 2,01 100

6 £гр. Си конц-т 14,53 10,75 77,85 рН измельчение = 11 ,0—1 1 ,5 рН флотация = 1 2,0—1 2,5 Собиратель БКК+БТФ 1614 £300 г/т

Отв. хвост 85,47 0,52 22,15

Шлак исходный 100 2,01 100

Результаты флотации медного шлака при снижении рН процесса с подачей установленной оптимальной комбинации собирателей (БКК:БТФ 1614=3:1) представлены в таблице 4.

Из табл. 3 и 4 видно, что снижение рН процесса с 12,5-11,0 до 6,8-5,5 позволило получить прирост по извлечению меди на 6,68% при потере качества концентрата по меди на 1,48%, при этом требуемый суммарный расход собирателя снизился до 200 г/т.

Изучение распределения меди, железа общего, серы сульфидной, золота и серебра между концентратом и отвальным хвостом при различных режимах флотации шлака выявило, что увеличение извлечения меди, золота, серебра в концентрат соответствует росту извлечения в концентрат железа и серы (табл. 5), а именно сростков медьсодержащих фаз с сульфидом железа (табл. 6).

Таблица 4

Результаты флотации медного конвертерного шлака при снижении рН процесса и комбинации

собирателей

Номер опыта Наименование Выход, % ßCu, % £Си, % Условия

8 £гр. Си конц-т 18,3 9,27 84,53 рН измельчение = 6,5—6,8 рН флотация = 5,5—6,0 Собиратель БКК+БТФ 1614 £200 г/т

Отв. хвост 81,7 0,38 15,47

Шлак исходный 100 2,01 100

Таблица 5

Результаты извлечения меди, серы, железа в концентрат при различных режимах флотации

Номер опыта Наименование Выход, % ßCu, % ßS, % ßFe, % £Си, % £S, % £Fe, % Условия

1 £гр. Си конц-т 13,51 11,02 5,04 40,25 73,92 35,67 12,74 рН изм.=11,0—11,5 рН флот =12,0—12,5 БКК 400 г/т

Отв. хвост 86,49 0,61 1,42 43,05 26,08 60,86 87,26

Шлак исходный 100 2,02 1,91 42,67 100 100 100

2 £гр. Си конц-т 16,97 9,62 6,53 40,67 81,07 58,16 16,17 рН изМ=9,0—9,3 рН флот =8,0 8,5 БКК 400 г/т

Отв. хвост 83,03 0,46 0,76 43,08 18,93 41,84 83,83

Шлак исходный 100 2,01 1,91 42,67 100 100 100

3 £гр. Си конц-т 17,6 9,62 7,00 42,2 84,05 67,8 17,88 рН изМ=6,5—6,8 рН флот =5,5—6,0 БКК 400 г/т

Отв. хвост 82,4 0,39 0,7 41,4 15,95 32,2 82,12

Шлак исходный 100 2,01 1,82 41,54 100 100 100

6 £гр. Си конц-т 14,53 10,75 5,89 39,65 77,85 45,48 13,52 рН изм.=11,0—11,5 рН флот =12,0—12,5 БКК+БТФ 1614 300 г/т

Отв. хвост 85,47 0,52 1,1 43,1 22,15 54,52 86,48

Шлак исходный 100 2,01 1,88 42,59 100 100 100

7 £гр. Си конц-т 17,3 9,75 6,88 40,54 83,6 64,27 16,86 рН изМ=9,0—9,3 рН флот =8,0—8,5 БКК+БТФ 1614 250 г/т

Отв. хвост 82,7 0,4 0,8 41,8 16,4 35,73 83,14

Шлак исходный 100 2,02 1,85 41,58 100 100 100

8 £гр. Си конц-т 18,3 9,27 7,03 41,12 84,53 68,92 18,2 рН изМ=6,5—6,8 рН флот =5,5—6,0 БКК+БТФ 1614 200 г/т

Отв. хвост 81,7 0,38 0,71 41,5 15,47 31,08 81,8

Шлак исходный 100 2,01 1,87 41,44 100 100 100

Таблица 6

Результаты замкнутых опытов с применением БКК и комбинации БКК с БТФ 1614 в соотношении 3:1

Номер опыта Наименование Выход, % РСи, % РАи, г/т ßAg, г/т Си £ , % Аи £ , % £Ag, % Условия

9 конц-т 14,17 10,55 1,43 46,4 73,97 48,57 62,99 рН из. .=11,0-11,5 рН флот =12,0-12,5 БКК 400 г/т

Отв. хвост 85,83 0,61 0,25 4,0 26,03 51,43 37,01

Шлак исходный 100 2,01 0,42 11,5 100,0 100,0 100,0

10 конц-т 19,14 9,02 1,15 40,2 84,22 54,18 72,38 рН из« =6,5-6,8 рН флот =5,5-6,0 БКК 400 г/т

Отв. хвост 80,86 0,40 0,23 3,45 15,78 45,82 27,62

Шлак исходный 100 2,05 0,41 10,10 100,0 100,0 100,0

11 конц-т 15,3 9,93 1,32 44,8 79,02 48,82 64,11 рН изм=11,0-11,5 рН флот =12,0-12,5 БКК:БТФ 300 г/т

Отв. хвост 84,7 0,48 0,25 4,53 18,04 51,18 35,89

Шлак исходный 100 1,92 0,41 10,69 100,0 100,0 100,0

12 конц-т 18,01 9,65 1,38 42,9 85,13 60,25 72,92 рН изм =6,5-6,8 рН флот=5,5-6,0 БКК:БТФ 200 г/т

Отв. хвост 81,99 0,37 0,2 3,53 14,86 39,75 27,08

Шлак исходный 100 2,04 0,41 10,59 100,0 100,0 100,0

В итоге можно сделать выводы о том, что комбинация бутилового ксантогената калия (БКК) как основного реагента - собирателя и реагента серии БТФ -как дополнительного в процессе флотации шлаков медеплавильного производства на оборотной воде горно-обогатительного предприятия позволяет повысить извлечение меди, золота, серебра в концентрат при снижении суммарного расхода собирателя в два раза по сравнению с традиционно применяемым реа-гентным режимом с использованием только бутилового ксантогената калия.

В щелочной среде (рН более 11) прирост по извлечению меди в концентрат при ожидаемом снижении качества концентрата получен с применением реагентов БТФ: 1541,163, 1624,1614.

Наилучшие результаты достигнуты при использовании реагента БТФ 1614 в сочетании с бутиловым ксантогенатом калия при соотношении БКК:БТФ=3:1. В щелочной среде (рН более 11) прирост по извлечению в концентрат составил: меди 5,05%, золота 0,25%, серебра 1,12%. Содержание меди в отвальных хвостах снижено с 0,61% до 0,48%. При оптимальном рН (6,8-5,5) прирост по извлечению меди в концентрат составил 11,16% вследствие активной флотации сростков медьсодержащих фаз с сульфидом железа (пиритом, пирротином). Прирост извлечения в концентрат золота и серебра составил 11,68% и 9,93% соответственно. Содержание меди в отвальных хвостах при этом снижено до 0,37%.

Статья поступила 24.02.2015 г.

Библиографический список

1. Сабанова М.Н., Савин А.Г., Шадрунова И.В., Орехова Н.Н. Типизация медных шлаков Уральского региона, практика и перспективы флотационной переработки на действующих обогатительных фабриках // Цветные металлы. 2013. № 8. С. 14-19.

2. Сабанова М.Н., Шадрунова И.В., Орехова Н.Н., Горлова О.Е. Флотация медных шлаков в условиях замкнутого водо-оборота обогатительной фабрики // Цветные металлы. 2014. № 10 (862). С. 16-24.

3. Газалеева Г.И., Орлов С.Л., Савин А.Г., Закирничный В.Н.

Перспективные направления обогащения техногенных отходов // Экология и промышленность России. 2013. № 1. С. 16-21.

4. Производство и применение флотационных реагентов в ЗАО «Квадрат Плюс». Тольятти: ЗАО «Квадрат Плюс», 2012.

5. Рябой В.И. Особенности действия и применения флотационных реагентов-собирателей производства ЗАО «Квадрат плюс» [Электронный ресурс]. 1^1.: http://www.kvad-ratplus.ru (16 янв. 2015).