> Техника, страница 66 > Обогащение полезных ископаемых

Обогащение полезных ископаемых

Обогащение полезных ископаемых, механическая обработка ископаемого сырья с целью выделения из него полез-

Общая схема обогащения руд

Сырая руд»

ных минералов. При обогащении применяются исключительно механич. (а не химия.) процессы, основанные на физических свойствах минералов, составляющих ископаемое. В результате процессов обогащения получаются два продукта, т. н. концентраты, в к-рыхсосредоточены полезные минералы, и хвосты, или отходы, заключающие в себе ненужные, бесполезные минералы. Количественное соотношение полученных продуктов к исходному сырому материалу называется их выходом. Механич. обработка сырья не ограничивается разделением минеральной смеси на составные части; она включает в себя кроме того еще следующие главнейшие операции: разделение-по крупности, дробление и измельчение, смешение и наконец окускование (агломерация и брикетирование). В связи с процессами механич. обработки находится целый ряд вспомогательных операций, а именно: транспорт сыпучих и полужидких материалов, сгущение ичсушка последних, складские операции и прочие.

Непременным условием механическ. разделения ископаемого на составляющие минералы является разрыхленное его состояние, при к-ром каждый минерал представлен в виде отдельных зерен. В виду этого перед обогащением требуется соответствующая подготовка материала. Для ископаемых аллювиального происхождения, как на

С х.е м а ,0, б р а б о т к и золотых руд

Сырая руд»

пример россыпей, валунчатых руд, песков и глин, эта подготовка ограничивается разрыхлением и протиркой; для вязких и твердых пород требуется дробление (смотрите) и измельчение. При наличии в ископаемом агрегатов различной крупности дробление производится в несколько приемов, обычно два приема составляют стадию. После·

каждой стадии дробления выделяются путем обогащения минеральные зерна определенного состава, сростки же подвергаются повторному дроблению в следующей стадии. Последовательности процессов дробления и обогащения в таком случае представлены на фигуре 1. Если полезный минерал только вкраплен в породе, обогащение возможно лишь после самого мелкого дробления, которое производят постепенно,в несколько приемов, без промежуточного обогащения (на фигура 2 представлена схема обработки золотых руд).

Ручная разборка считается простейшим видом обогащения. Операция ручной разборки состоит в том, что рабочие по внешним признакам —цвету, блеску, структуре и т. и., отличающим один минерал от другого, выбирают их из общей смеси и т. о. осуществляют требующееся разделение. Ручная разборка может частично производиться непосредственно при добыче полезного ископаемого в забое; гл. обр. она производится на поверхности в специально приспособленных фабриках. Часто ручная разборка предшествует другим механич. способам обогащения. Ручная разборка может применяться лишь для сравнительно крупных агрегатов, полученных при добыче или после дробления полезного ископаемого; поэтсму перед разборкой необходимо отсеять путем грохочения мелочь. Кроме того работа по разборке облегчается, если ископаемое будет предварительно рассортировано по крупности кусков. Для удобства операции разборки ископаемое помещают в один слой на подвижные (вращающиеся) столы или же транспортные ленты, изготовляемые из резины, линолеума и тому подобное., или же панцырные металлические из отдельных пластин, связанных между собой по краям двумя бесконечными цепями. Скорость движения столов или лент должен быть медленной и во всяком случае не превосходить 0,25 м/ск.

Обогащение по крупности и избирательное дробление. Если полезное ископаемое встречается в более крупных агрегатах или, наоборот, в более мелких, нежели сопровождающая его пустая порода, и последняя легко разрыхляется, то путем простого просеивания на грохотах можно произвести обогащение. Для этой же цели можно применить мокрую или воздушную классификацию. Примером первых могут служить конкреции бурого железняка или валунчатые руды (Урал), конкреции или желваки фосфоритов, встречающиеся в более крупных агрегатах, чем содержащие их глинистые пески, и тому подобное. Разделяя ископаемое на грохотах, получают в крупном классе концентрат, мелочь же является отбросом, или полупродуктом, требующим еще повторного обогащения. Наоборот, россыпное золото редко образовывает крупные самородки, и обычно вся крупная галька после протирки песков представляет собой отброс, золотые же крупинки сосредоточиваются в мелких шлихах, которые являются первичным концентратом.

Иногда природные условия дают такую же возможность путем разделения по крупности осуществить обогащение для вязких и твердых пород коренных месторождений. Если один из компонентов, составляющих данное ископаемое, отличается по твердости или прочности от других, то при добыче более прочный получается в крупных агрегатах, мягкий же переходит в мелочь. Этим пользуются например при обогащении углей и антрацита. Некоторые курные угли мягче, чем сопровождающие их сланцы, поэтому мелкие классы являются более богатыми углем, более чистыми; с другой стороны, антрациты значительно тверже сланцев и последние при добыче переходят в мелочь, засоряя ее. Так. обр. произведя грохочение и разделив на классы или сорта уголь, можно получить продукты различного качества по зольности. Этой операцией разделения на сорта и отборкой породы в крупных классах ограничиваются на простейших углеобогатительных фабриках, носящих название сортировок.

В С. Америке распространен способ избирательного дробления для обогащения как антрацитов, так и курных углей, основывающийся на различной способности

к дроблению угля и пустой породы. Для этой цели применяются так называемым барабаны Бредфорда (Bradford breaker). Барабан Бредфорда (фигура 3) представляет собой полый цилиндр а из решетчатого железа, укрепленный на соответствующей раме. Барабан вращается вокруг горизонтальной оси и благодаря этому уголь,помещающийся внутри его, подхватывается помещенными на внутренних стенках его уголками железа б, а затем с известной высоты сбрасывается вниз и, ударяясь об острые зубцы в, также укрепленные на стенке барабана, разбивается. Если уголь мягче, чем сланцы, то он быстро превращается в мелочь и проваливается через отверстия барабана наружу, крепкие же сланцы остаются внутри и постепенно передаются специальными направляющими г от загрузочного конца ύ барабана к выгрузочному е. В случае обработки антрацита процесс совершается так же, но антрацит, как более прочный, остается внутри барабана, сланцы же, разбиваясь в мелочь, просеиваются через его стенки. Эти барабаны вполне пригодны для предварительного обогащения, т. к. они чрезвычайно просты по своему устройству и операция обогащения в них стоит дешево. Избирательное дробление можно применять и для других полезных ископаемых, но вообще говоря способ этот является грубым и не дает вполне надежных результатов.

Обогащение по форме и разности в трении и упругости. Случаи возможности применения обогащения на основании разности в форме агрегатов различных минералов редки и собственно ограничиваются обогащением антрацита, но вообще форма агрегатов оказывает существенное влияние на другие способы обогащения. Нек-рые антрациты при отбойке получаются в форме б. или м. округленной или призматической, сланцы же раскалываются на плиты. Благодаря этому возможно произвести разделение на специальных грохотах, из которых наиболее совершенными являются грохота Аллярда. Поверхность грохота образована рядом особой формы колосников. Между смежными колосниками остается небольшая щель. Антрацит загружается на грохот в верхнем конце и благодаря качательным движениям грохота, получаемым от эксцентрика, он постепенно передвигается вниз. Округленные куски антрацита при этом свободно скатываются но поверхности грохота, куски же плитчатых сланцев располагаются плашмя на ребрах колосников, проваливаются в щель между ними и собираются под грохотом.

Различие в форме, а ташке в коэф-те трения дает возможность производить обогащение на наклонной поверхности. Этот способ чаще всего применяется в антрацитовой промышленности. Зерна округленной формы (антрацита) обладают трением качения, а плитчатые сланцы—трением скольжения; коэф. трения скольжения о железо для антрацита составляет ок. 0,4, тогда как для сланца он равен 0,6. Благодаря такой разнице в трении антрацит будет двигаться по наклонной плоскости значительно быстрее сланцев.

В качестве аппарата, на к-ром осуществляется обогащение по указанному принципу, теперь применяются т. иаз. спиральные сепараторы. Спиральный сепаратор (фигура 4) представляет собой две или несколько винтовых поверхностей на вертикальной оси, расположенные одна над другой, причем поверхности имеют уклон к оси и нижние а несколько шире верхних б. Обогащаемый антрацит загружается в верху сепаратора через качающийся питатель в и желоба г на внутреннюю поверхность б. При своем движении вниз куски антрацита развивают центробежную силу, постепенно удаляясь от вертикальной оси. Так как трение сланцев больше, то скорость движения у них медленнее и центробежная сила меньше. Антрацит вскоре развивает такую центробежную силу, что благодаря ей перескакивает на более широкую нижнюю поверхность а, сланцы же остаются на верхней узкой, поэтому в нижнем конце сепаратора их можно собрать отдельно. Способ обогащения, основанный на разности в упругости минералов, широкого распространения не получил. Этим способом обогащают каменные угли и антрациты, обладающие большей упругостью, чем сланцы (при помощи аппарата Бернсфорда).

Мокрый процесс обогащения. Мокрый процесс в О. и. и. играет весьма важную роль и включает в себя: 1) мокрую классификацию, 2) отсадку, 3) концентрацию на столах и 4) сгущение шламов и осветление вод. Первые два процесса основы-, ваются на разности скоростей падения минеральных зерен в воде в зависимости от их величины н удельн. веса; концентрация на столах является процессом обогащения, основанным на разности скоростей движения минеральных зерен в текущей но наклонной плоскости струе воды. Процессы сгущения

шламов и осветления вод являются результатом выпадения взвешенных в жидкости (воде) минеральных частиц, причем здесь мы имеем дело не только с одним механич. явлением падения, но также и с явлениями физико-химическими — разрушением коллоидов, если таковые образовались в процессах обогащения.

Закон падения тел в воде. Рассматривая падение тела в воде с точки зрения его динамики и кинематики, можно с известным приближением, достаточным для практических целей, доказать, что по истечении короткого промежутка времени скорость движения тела, в силу сопротивления жидкости, становится величиной постоянной. Шарообразное тело движется в воде под влиянием своего веса, к-рый равен где d—диаметр шара, δ—уд. вес. По закону Архимеда вес тела в воде

Р=^³(«5-1), (2)

где 1—уд. в воды. При своем движении тело на основании закона Пыотона испытывает сопротивление, к-рое выражается ф-лой

W-aF-ζ, (3)

где V—скорость движения тела, д—ускорение силы земного притяжения, а—коэф., за-

вмеящии от формы тела, ₄ —площадь наибольшего поперечного сечения тела, нор мальыая к движению. Отсюда получается“

что движущая будет

R - Р - W

сила падения тела в воде

π d³ 6

(δ —.1) —α ·

7l(i²

υ² 2{

(4)

Эта сила действует на массу тола

G Ttd³ л ,--ч

^ж=₉= в ·„ · <^о)

Так как сила равна произведению массы на ускорение, то ми можем найти то ускорение, с которым движется тело в воде, а именно:

R^mj, (6)

где j— искомое ускорение:

R

R

(7)

«3-1

«Г

30* /о

(8)

Как видно из выражения (8), ускорение j не остается постоянным и зависит от изменения скорости V, оно имеет максимум, когда v=О, то есть в начале движения; тогда л-ι „

(9)

По мере увеличения скорости v ускорение j постепенно уменьшается и наконец оно становится равным нулю, когда л-1

д

0

V»

dd

(Ю)

то есть тогда, когда движущая сила уравновешивается сопротивлением. Очевидно, что если=0, то тело начинает двигаться с постоянной скоростью. Эту постоянную скорость нетрудно найти из выражения (10), а именно, называя ее через v₀, получим:

«о=/*-4^0· (ID

Обозначая в последнем выражении постоянную величину I через К, получим следующее выражение (Риттингера) для постоянной скорости:

v_Q= К Vά(δ — 1), (12)

где г₀ и (I в м; К для тел округленной формы равно 2,73, продолговатой—2,37 и плоской формы—1,97. Принимая, что в любой рудной смеси находится 50% округленных зерен. 25% продолговатых и 25% плоских, в среднем можно считать К=2,44 и следовательно конечная скорость г₀=2,44 Υάίδ-Ι). (13)

Из выражения (9) видно, что в начале движения минеральные зерна большего уд. в опережают зерна меньшего уд. в При достижении постоянной скорости (12) минераль-ные зерна надают в воде со скоростями, зависящими как от их уд. в (6), так и от их величины (d). На этом основании мы заключаем, что: а) если мы имеем два минеральных зерна одинакового уд. веса, то большее зерно будет падать в воде с большей скоростью, б) если имеем два одинаковых по размеру зерна разного уд. веса,то зерно большего уд. веса будет падать скорее; в) можно выбрать зерна различных минералов (разного уд. веса—6_t, <5_а и разной величины—d_ltd₂), которые будут иметь одинаковые скоро сти падения; отношение их величин называется коэфициентом равно п ада е-мости, а сами зерна—равнопадающими. Коэфициент равнопадаемости

di Да—1 da 6ι-ί

(14)

Экспериментальные исследования американца Р. Ричардса в общем подтвердили правильность выводов Риттингера, но вместе с тем показали, что для каждого минерала должен быть внесены известные индивидуальные поправки в выражение для закона падения тел в воде. Кроме того Р. Ричардс ввел понятие т. наз. стесненного падения зерен, наблюдающегося в большинстве аппаратов, служащих для обогащения, а именно он считает, что при обработке рудной массы зерна падают скученно, мешая друг другу, и поэтому в б. или м. степени их падение отклоняется от закона Риттингера. Ричардс для условий стесненного падения зерен в воде предложил гипотезу, что падение происходит как бы в условной среде большего уд. веса и близкого к среднему арифметическому уд. веса воды и минерала, преобладающего в руде. Наибольшее отклонение от закона Риттингера наблюдается у мелких зерен, и, начиная с известного предела, падение следует закону Стукса, по которому конечная скорость падения мелких зерен выражается так:

коэфициент

v_st=Kst (<5 -1) d²;

_г- 5000(7

ЦТ*

(15)

(16)

где μ—коэф. внутреннего трения воды, и при 20° μ=0,01, изменяясь на 2% на каждый градус. Если d и v# выражены в м, то для шара К_а=545 000 и

v_u=545 000 (<5 — 1) d². (17)

Т. о. закон Стукса указывает, что мелкие зерна испытывают кроме динамич. сопротивления воды еще и сопротивление вследствие внутреннего трения частиц воды, к-рое для крупных зерен не имеет большого значения. Следует кроме того указать, что для мелких зерен действительны те же поправки, которые ввел Ричардс для крупных зерен. Из ур-ия (15) видно, что заключения, сделанные выше для падения зерен на основании закона Риттингера, действительны и для мелких зерен. Коэф. равнопадаемости м. б. представлен в следующем виде:

d-i

^est =

(18)

Имея в виду, что между законами падения мелких зерен и крупных имеется существенная разница, а именно,—что для первых конечная скорость пропорциональна квадрату диаметра, а для вторых его первой степени, легко заключить, что имеются промежуточные зерна, не подчиняющиеся ни тому ни другому закону; для них имеется несколько выражений, из которых можно привести ур-ие Аллена:

₌ (19)

где К и h—постоянные величины, а—наибольший радиус зерна, подчиняющегося за-

кону Стукса, г—кинематический коэф. трения μ, а—радиус падающего шарообразного зерна, ρ—уд. в жидкости, для воды=1. Упрощенное выражение закона Аллена при ν_Α и d, выраженных в миллиметров, будет v_A=95 d⁰·⁸³ для кварца, v_A=263 d⁰·⁶⁰ для свинцового блеска.

Рассмотрим теперь приложение законов падения тел в воде к процессам обогащения.

Мокрая классификация есть разделение смеси минеральных зерен на группы или классы равнопадающих зерен по скоростям падения. Она осуществляется в т. наз.

Фигура 5.

классификаторах (смотрите). Как обогатительный процесс мокрая классификация является операцией подготовительной перед концентрацией на столах и вспомогательной при дроблении. В последнем случае при помощи мокрой классификации производится разделение по крупности на основании первого следствия из приведенных выше законов падения.

Отсадка. Процесс отсадки заключается в разделении смеси минеральных зерен по уд. весу на основании разности в скоростях падения в восходящей струе воды. Для успешности отсадки необходима предварительная подготовка при помощи т. наз. сухой классификации на классы приблизительно равных по величине зерен. Сухая классификация осуществляется на грохотах (смотрите Грохочение).

Для отсадки служат так называемые отсадочные м а ш и н ы. Отсадочная машина гарцовского типа (гарцовское решето) представлена на фигуре 5; она состоит из трех соединенных последовательно отсадочных машин. Каждая машина представляет собой деревянный (или металлический) ящик а, суживающийся книзу и разделенный не доходящей до дна перегородкой б на две части. В одной из них находится поршень в, полу чающий движение от эксцентрика г, в другой помещено решето б. Ящик заполняется водой, которая покрывает решето. На это последнее загружается обогащаемая руда. Благодаря качаниям поршня вода получает движение под решетом; происходит смена восходящих и нисходящих струй. Это движение передается находящейся на решете руде. От движения воды вверх руда поднимается, и скорость движения отдельных зерен ее будет равнодействующей из скорости струи воды и скорости падения зерна, то есть равна их разности. При этом, если руда соответственно подготовлена, зерна минерала более легкого будут подняты выше, чем зерна тяжелого минерала. Обратное движение поршня вызовет движение воды вниз, и руда также устремится вниз, причем между отдельными ее зернами будет приблизительно сохраняться то расстояние, которое было достигнуто при подъеме.!, о. на решето сперва ляжет слой минерала с большим уд. весом, выше—более легкий. Удаление ‘нижнего слоя в машинах для (больше 4 миллиметров) происходит через порог в отверстие, имеющееся в боковой стенке е, прикрытое заслонкой о/с и щитком з П-образной формы, края которого не доходят до поверхности решета. В пространство между щитком и стенкой машины непрерывно поступает нижний слой более тяжелого минерала, выдавливаемый весом находящихся на нем частиц, а оттуда он направляется в отверстие в боковой стенке. Верхний слой более легкого минерала идет вместе с водой в направлении, перпендикулярном к первому, вдоль последовательно расположенных отсадочных машин от загрузочного жолоба и к выгрузочному лотку к, проходя через постепенно понижающиеся уступами решета д и пороги метров.

Смысл установки последовательно нескольких машин состоит в том, что не успевшие полностью расслоиться минералы на первом решете добавочно обрабатываются на втором и т. д. Кроме того в сгруппированных машинах возможно получать продукты разного минералогия.состава; так,в случае обработки комплексной руды, состоящей из PbS, Zn · S и SiOj, с первого решета получается в виде концентрата PbS, со второго— ZnS, с третьего—промежуточный продукт— сростки с кварцем и наконец с лотка к хвосты—кварц и тому подобное. Машины для обработки мелких классов (ниже 4 миллиметров до 1 миллиметров в поперечнике) отличаются тем, что удаление концентратов в них (более тяжелого минерала) происходит через п о с т е л ь. Постель представляет собой слой зерен какого-либо минерала или материала, укладываемого непосредственно на решете, а уже на него затем загружается обрабатываемая руда. Отслоившийся вследствие работы поршня внизу более тяжелый минерал просачивает-

крупных классов г

ся сквозь каналы, остающиеся в неплотно сложенной постели, в нижнюю часть отсадочной машины и оттударазгружается периодически через особое отверстие; верхний слой легкого минерала направляется вдоль машины, как и для крупных классов. Гар-цевские отсадочные машины относятся к типу поршневых машин.

Другую группу отсадочных машин составляют машины с п о д в и ж и ы м р е ш е-т о м; к ним относится машина Ханкока

(фигура 6). В длинном прямоугольном ящике подвешено на коротких рычагах па решето бб, качающееся около центров ее. Под ящиком помещен приводной механизм, передающий качания системой уравновешенных рычагов?, о, с и ж от кулачного привода на валу. Решето имеет вертикальное и поступательно-возвратное движение. При опускании ре-шетавниз загруженная на негорудаподвергается действию восходящей струи воды, а при обратном движении струя действует вниз. Ка-чательными движениями решета в воде вызывается расслоение руды. Решето снабжено поперечными перегородками для удержания зерен д остели и концентрата при поступательном движении решета. Тяжелый концентрат удаляют через постель сквозьреше-то в нижнюю часть ящика, хвосты же передвигаются вдоль по решету вследствие поступательных движений к разгрузочному концу. Машины с под вижным решетом имеют преимущества перед поршневыми в отношении их портативности.

Кроме описанных машин применяют еще приборы, действующие на принципе только восходящей струи. К таким приборам относится пульзатор Ричардса (фигура 7). Рабочей частью пульзатора является чугунный ящик а с мелким решетом б, на к-рое загружается обогащаемая руда. Под решето но трубе в вводится струя воды от генератора давления через вращающийся кран г, снабженный маховичком й. Струя получает до 400 перерывов в 1 мин. Благодаря толчкам воды руда расслаивается на решете. Концентраты удаляются через порог с в боковой стенке, хвосты же выгружаются через отверстие ж.

Гидросепаратор М е н з и с а работает также с восходящей струей (фигура 8) и применяется гл. обр. для обогащения угля и антрацита. Уголь загружается по питателю А на изогнутое решето Б, через которое бьет струя воды, подаваемая центробежным насосом; питание регулируется заслонкой Г. Более легкие частицы угля поднимаются кверху и удаляются из пространства В через отверстие, регулируемое заслонкой Д; тяжелые же сланцы проходят внизу через щель Е и транспортируются далее при помощи элеватора. Все аппараты, действующие с восходящей струей, требуют предварительной подготовки обогащаемого материала детальной классификацией, но дают сравнительно с другими отсадочными машинами большую производительность и вызывают меньший расход воды и энергии. Данные о производительности отсадочных машин приведены в таблице 1.

Таблица 1Д апныео производительности отсадочных машин.

Типы машин Наиме-^^*^ нованпе	Гарцев- сние отсадочн. машины	Машины Hancock	Пульзатор Richards
Размер обрабатываемых зерен d в миллиметров.	2—64—100	0—12	0—12
Производительность в 24 ч. в т	5—20	350—500	100—530
Производительность на 1 м“ поверхности решета в час.	0.21—0,83	1,66—4	93—240
Расход воды л/ч на 1 тонна руды.	-20 000	~4 300	~4 000
Расход мощности на 1 м“ поверхности решета.	1—1,5	-1 IP	ничтожн.

Из табл. 1 видно явное преимущество пульзатора Ричардса по сравнению с другими машинами, но несмотря на это пульзатор не

получил широкого распространения в обогатительном деле, так как отличается большой чувствительностью к перегрузкам и изменению качества обрабатываемой руды, отражающейся на его работе.

Обогащение в жидкостях большого удельного веса весьма близко по принципу отсадки и состоит в том, что в жидкость, имеющую уд. вес больше, чем один из составляющих минералов, и меньше чем уд. вес другого минерала, погружают обогащаемое полезное ископаемое; тогда минерал более легкий всплывает, более тяжелый тонет в жидкости. Метод подробного разделения минералов имеет большое применение при исследовании обогатимости (или способности обогащаться) полезных ископаемых, в особенности углей. Путем последовательного погружения испытуемого угля в жидкости спостепенно возрастающим удельн. весом, начиная с жидкости, имеющей уд. в., близкий к уд. в чистого угля (1.2—1,3), и кончая жидкостью с уд. в ок. 2, разделяют данный уголь на ф р а к ц и и различного уд. в и для каждой фракции определяют ее зольность. Самая легкая фракция является чистым углем, наиболее тяжелая—чистой пустой породой По характеру изменения уд. веса и зольности судят о степени обособленности частичек угля от частиц сланца и следовательно о возможности разделения его механич. способами. Резкий переход от чистых углистых фракций к золистым свидетельствует о легкой обогатимости, наоборот, постепенное плавное изменение как уд. в., так и зольности указывает, что уголь не обособлен, имеются сростки и выход чистых фракций угля и хвостов будет невелик.

Графич. изображение в виде кривой постепенного изменения зольности во фракциях и кумулятивного выхода носит название кривых Анри (Henry).

Разделение в жидкостях большого уд. в встречается почти исключительно в области обогащения угля. Отделение угля от сланцев в растворе хлористого кальция но способу английской компании Clean Coal Со. происходит в больших чанах конич. формы. Всплывший уголь собирается с поверхности жидкости скребками, осевшие на дно сланцы поднимаются элеватором. Жидкость, стекающая с полученных продуктов, поступает в отстойники и затем снова пускается в кругооборот.

Способ Чанса применяется в США для обогащения антрацита, а в последнее время и курного угля. Средой большого уд. в служит эмульсия чистого мелкого песка с водой. Аппарат Чанса представлен на фигуре

9. В конич. сосуде А при помощи перемешивания вертикальной мешй В и восходящей струи воды создается взвешенное состояние песка в воде. Варьируя соотношение песка и воды в конусе, можно получить требуемый уд. вес смеси (в пределах от 1,24 до 1,80).

Уголь загружается сверху, и чистые куски его всплывают на поверхность и попадают через край сосуда на решето В, где отдают воду и песок, стекающие вниз.Сланцы опускаются в суженную часть сосуда и проходят через клапан Г на конвейер Д и далее на сотрясательное решето Е для освобождения от воды и собирается в резервуаре Ж и песочным насосом возвращается" в сосуд А.

Концентрация на столах. Процесс концентрации на столах состоит в разделении минеральных частиц по скоростям их движения втекущейпо наклонной плоскости струе воды. Вследствие существующего трения между поверхностью наклонной плоскости и водой скорости течения воды в различных сечениях струи по высоте изменяются, постепенно убывая от ее поверхности. Если толщина слоя воды будет Н и скорость на ее поверхности v, то скорость v_b на высоте h от плоскости будет:

%“ir(²~s)· <²⁰>

Принимая, что частицы минералов, подвергающихся обработке на столах, испытывают трение скольжения. Финки выводит с достаточной для практических целей точностью, что скорость движения минерального зерна, текущего с водой по наклонной плоскости, м. б. выражена:

_ Wd (ί) _ di я г н)	1 — ν0 Vq — sin ε	(21)
или
’-У	-ь (о — sin ε),	(22)
где d —диаметр зерна; Я—толщина с,		лоя во-

ды; W—средняя скорость струи воды, определяемая по формуле Дареи-Базена для случая, когда ширина струи значительно превосходит ее глубину; q — коэф. трения минерала о поверхность, смоченную водой; sin ε — синус угла наклона плоскости; значение v_a прежнее (12); ν₀=ν_α (15). Для достижения разности в скоростях движения рудных зерен руду предварительно подготовляют или классификацией по крупности путем грохочения или мокрой классификацией

песхса. Вся вода с песком но скорости падения. Первая применяется для зерен крупных, вторая для мелких. Вообще обработке на столах подвергается рудная мелочь не крупнее в среднем 2—3 миллиметров и лишь в редких случаях достигающая 12 миллиметров (каменный уголь).

Столы-концентраторы разделяются на две группы: 1) неподвижные, периодич. действия, 2) подвижные, непрерывного действия.

Действие неподвижных столов основано на том, что благодаря большому трению часть мелких тяжелых зерен задерживается на его поверхности, образуя первичный концентрат или промежуточный продукт; крупные и обладающие менынимудель-ным весом зерна сносятся струей воды в виде хвостов. Из ур-ий (21) и (22) следует, что V=0, когда или

wd /„ <1 ./-

и „)=*v₀Vo-sin е

h [²~b) ^vo (e-sm e).

T. к. на неподвижных столах обычно обрабатывается неклассифицированная смесь зерен различной величины, то для того, чтобы сносились крупные зерна, необходимо придать достаточно большую скорость струе воды; но чтобы не сносились при этом и мелкие частицы, необходимо увеличить трение нижних слоев воды путем укладки на стол какой-либо ткани, кокосовых матов либо дажедерна. Примером неподвижных столов служат золотопромывальные шлюзы (смотрите Гидравлические разработки, Дражное дело), Американка (смотрите), Вашгерд (смотрите) и тому подобное.

Значительно большее распространение имеют подвижные столы непрерывного действия. Введение их в практику обогащения дало возможность значительно удешевить мокрый процесс и сократить потери. Подвижные столы разделяются на песковые и илов ы е в зависимости от крупности обрабатываемого материала; затем по характеру движения столы бывают: качающиеся, ленточные и вращающиеся.

Качающиеся столы. Типичным для столов этого рода является стол Вильфлея. Схематически действие качающихся столов можно представить след, образом (фигура 10). Пусть ABCD есть наклонная плоскость с наклоном от края А В к краю CD под небольшим углом (ок. 4°). В правом верхнем углу из резервуара» непрерывнона стол вместе с водой поступает руда в виде мелких зерен. Вода стремится течь по наклону стола и унести с собой рудные частицы к краю ПС; качательн. движениями « тола внаправлении перпендикулярном кего наклону частицы руды передвигаются от края ВС к краю/1 Л. Т. обр. каждое минеральное зерно участвует в двух движениях: одно—от действия струи воды и другое—от качаний стола. Пусть в местeF стола находятся два зерна, скорости движения которых в струе

воды будут различны: г, и х>₂, причем Vy < v₂; если принять, что скорости с в направлении движения стола одинаковы,тогда равнодействующая скоростей Vy и с будет V, а равнодействующая скоростей v₂ и с будет V₂; поэтому первое зерно попадет в точку т на краю стола AD, второе же—в точку п. Так как соответствующей подготовкой рудной смеси мы можем достичь того, чтобы зерна различных минералов имели различные скорости в текущей струе воды, то обработкой на столе мы по краю AD стола соберем зерна, одного минерала большего уд. в., т. к. для них скорость V! будет меньше, чем скорость v₂ зерен меньшего уд. в., которые пойдут по направлению Fn. По краям стола поставлены желоба, в которые стекают полученные продукты. Стол Вильфлея имеет форму неправильного четырехугольника, близкую к трапеции (фигура 11а,б). Поверхность стола покрыта линолеумом и имеет уклон к стороне ок; загрузка производится в верхнем правом углу а. Для лучшего разрыхления и расслоения смеси минеральных зерен и для направления находящихся в нижнем слое зерен тяжелого минерала при качаниях стола в сторону, перпендикулярную к направлению ж

Фигура 11а. фигура 116.

струи воды, поверхность стола снабжена деревянными рифлями, покрывающими большую половину его. Каждая планка рифлений имеет в~сечении форму трапеции; высота планок возрастает от верхнего края стола к нижнему и все они скошены «на-нет > к диагонали, отделяющей гладкую площадку б, занимающую верхний левый угол стола. Движущий механизм стола помещен сбоку и состоит из эксцентрика в, вертикальной тяги г, в которую упираются два рычага d и е, образующие между собой тупой угол. При вращении эксцентрика конец рычага е остается неподвижным; рычаг д передает движение эксцентрика столу в виде поступательно-возвратных качаний. Верхняя дека стола поставлена на качающихся коротких стойках. Уклон стола можно менять при помощи особого механизма; з, з—желоба, распределяющие воду. Обрабатываемый материал под воздействием смывания водой и качаний стола расслаивается в виде веерообразных расходящихся полос от места загрузки к краю стола и попадает в соответствующие желоба. Перазделившийся промежуточный продукт возвращается для повторной обработки. Стол Вильфлея является типичным песковым стол о м. К этой категории столов относятся столы Дейстера, Гумбольдта и др. Иловые качающиеся столы отличаются гладкой поверхностью, в остальном они схожи с песковыми.

Ленточные сто л ы, или в а н н еры, служат б. ч. для обработки илов. Ленточные столы (Frue Vanner) представляют собой довольно широкую бесконечную ленту из линолеума, перекинутую (фигура 12) через два

ролика Л и Б. Поверхность ленты наклонена от 4 к Б, а движется она в направлении от Б к А. Под столом помещены два натяжных ролика. Кроме поступательного движения ленты весь стол, подвешенный на особых тягах, получает качательные движения в по

перечном направлении от специального механизма. Загрузка рудной мути происходит равномерно по всей ширине ленты из резервуара В. Действие ваннера схематически можно представить след, обр.: частицы руды должны уноситься с водой по направлению уклона ленты (к ролику Б), но те из них, скорость движения которых будет равна нулю или меньше поступательной скорости ленты, будут отнесены лентой назад к ролику А и тут смыты дополнительной струей воды. Т. о. в конце А получается тяжелый концентрат, в конце Б—легкие хвосты.

Круглые вращающиеся столы также являются иловыми. Америк, вращающийся стол (фигура 13) имеет форму пологого конуса, вращающегося около вертикальной оси. В вершине конуса поставлен загрузочный резервуар А, имеющий форму стакана. Загрузка рудной мути на стол происходит через отверстие в стенке стакана и всегда направлена в одну сторону, почему муть, вытекая на конус, расходится по его поверхности веером. Медленно двигающиеся частицы будут отнесены столом на большее расстояние, быстро движущиеся—сойдут с его поверхности почти по радиальному направлению. Разгородив соответствующим образом жолоб Б, окружающий стол по краю, можно собрать в отделения его разделенные продукты. Работа столов может быть охарактеризована следующими цифрами (табл. 2).

Реомойка относится к категории аппаратов, действующих на основе разделения в текущей струе воды; она служит для обогащения угля. Реомойка представляет собой длинный узкий (по сравнению со столами) жолоб а (фигура 14,15), в котором происходит расслоение угля, причем более тяжелые сланцы идут по г,ну жолоба. Благодаря большему коэф-ту трения и своей плоской форме сланцы б медленно двигаются по жо-лобу, уголь же в быстро идет в верхнем слое, уносясь к концу жолоба вместе с водой, поступающей в приемник под нек-рым напором из бака г. Для улавливания сланцев и неот-мытого угля в дне жолоба имеются щели д, под к-рыми поставлены приемники, в виде продолговатых ящиков, из которых материал поступает на элеваторы е it ж. В реожелобах. служащих для обработки крупного угля, имеется в приемниках качающийся затвор з, периодически пропускающий натапливающиеся сланцы. В реожелобах для обработки мелочи угля меньше Юлш в поперечнике щелей и приемников ставятся значительно больше и обработка идет последовательно на ряде желобов, поставленных один под другим. Обычно реомойка может обрабатывать уголь неподготовленный классификацией или же разделенный только на два класса: крупный размером больше 10 миллиметров и мелочь ниже 10 .м-м. В сравнении с другими способами обогащения, требующими предварительной классификации, это является преимуществом. Кроме того реомойка требует меньшего расхода энергии, так как в ней почти нет подвижных

частей, расход воды в ней также ниже, нежели у других аппаратов, и она занимает значительно меньше места.

Воздушное, или пневматическое, обогащение по существу подобно мокрому,

Tali л. 2.—П р о и з в о д и т е л ь н о с т ь столов-концентраторов.

Тип стола	Диам. обработ. зерен, мм	Характер движения	Уклон	Расход воды, м“1ч	Произ водит., т/ч	Размер стола, м	Работа в IP
Вильфлей	0,8—2,5	Качаний 2.:о—2э0 в мин.; ход 16—25 миллиметров	1—5°	0,3—9,6	0,6—4	Длина 1,85; ширина 4,81	0,75—1
Иловой стол Дейстера	0,5	Качаний 275—295 в мин.; ход 10—12 миллиметров	5°	0,3—0,8	0,3—0,8	Длина 3; ширина 1,8	1
Frue Vanner	0,8	Скорость ленты 0,5—4 м/мин; качаний 170—240 в мин.	V.—4°	0,14—0,9	0,16-т-1,0	Длипа 2,7; ширина 1,2	V.
Круглый американский стол	0,5	1 оборот В 2—4 мин.	~6°	0,3—0,9	0.5—0,6	Диаметр ^6	V.

с той лишь разницей, что средой, в которой происходит разделение минералов, является не вода, а воздух (смотрите Воздушное обогащение). Особенное развитие этого способа наблю дается лишь в последнее время в области обогащения угля.

Магнитное обогащение основано на действии магнитного поля на минеральные частицы, обладающие различной магнитной проницаемостью. Минералы, обладающие большой магнитной проницаемостью, при введении в магнитное поле притягиваются магнитом п благодаря этому м. б. выделены из рудной смеси. К таким минералам относится большинство железных руд: самородное железо, магнетит, франклинит и ильменит; меньшей магнитной проницаемостью обладают: магнитный колчедан, сидерит, гематит, циркон, лимонит, корунд, пиролюзит и прочие; эти минералы являются парамагнитными. Большинство горных ПО-

Фигура 15.

род, сопровождающих первые, обладают значительно меньшей .магнитной проницаемостью и не притягиваются даже сильными магнитами. Магнитное обогащение применяется гл. образом для выделения магнитного железняка. Приборы, служащие для магнитного обогащения, носят название м а г н и т-н ы х сепараторов. Для создания магнитного поля в настоящее время применяются исключительно электромагниты. Смотря по характеру руды сепараторы м. б. с сильными или со слабыми магнитами. Т. к. во всякой руде встречаются кроме обособленных минералов сростки магнитных зерен с пустой породой, то для получения однородных продуктов перед обогащением требуется подготовка руды классификацией по крупности, в противном случае мелкие сросшиеся зерна м. б. притянуты сильным магнитом и попасть в концентрат. Магнитные сепараторы можно подразделить на следующие группы: сепараторы с подвижными магнитами исепараторы снепод-в 11 жн ыми магнитами.

Сепаратор Ульриха относится к первой группе; он служит для обработки сухой руды или для дополнительной обработки продуктов мокрого обогащения (фигура 16). Сепаратор состоит из шестиполюсного электромагнита а, полюсы которого б расположены звездообразно и обращены кверху. Над полюсами вращается кольцевая обойма в, в которой помещены с промежутками сегменты г из мягкого железа, заостренные книзу. При прохождении над полюсом в сегментах индуцируется магнетизм, и к концам их притягиваются магнитные частицы руды, текущие струей по желобам д, непосредственно помещенным над полюсами. При повороте обоймы на не

который угол сердечники теряют свою намагниченность, и от них отстают магнитные частицы, падая в желоба, установленные между полюсами. Немагнитные минералы остаются над полюсами.

Г. Э. т. XIV.

23

Большинство современных магнитных сепараторов относится ко второй группе— с неподвижными магнитами. В сепараторе Грендаля для мокрого обогащения (фигура 17) многополюсный магнит помещен внутри полого вращающегося барабана а, изготовленного из какого-либо диамагнитного вещества.

Полюсы магнита б все обращены в одну сторону и занимают нек-рую часть по окружности барабана. Барабан погружен своей нижней частью в сосуд, имеющий форму корыта, разгороженного перегородкой в на две части 1 и II. В части I производится загрузка обогащаемой руды, разбавленной водой. Благодаря действию магнита взвешенные в воде частицы прилипают к поверхности барабана и переносятся при его вращении по часовой стрелке к жолобу, где начиная с точки с) выходят из сильного магнитного поля и отстают от барабана, падая в жолоб г. Немагнитные минералы выносятся вместе с водой в часть 11 корыта и удаляются по трубе е из сепаратора.

Сепаратор Везерила (Wethcrill) для сухого обогащения (фигура 18) состоит из двух (или нескольких) электромагнитов а и б, расположенных так, что разноименные их полюсы обращены друг к другу. Между этими магнитами проходиттранспортная лента в, на которую из питательной воронки ровным слоем разгружается руда. Кроме того между транспортной лентой и полюсами верхнего магнита движутся в перпендикулярном к первой направлении две ленты г. При прохождении руды в сильном маг-

QD ЕЖ]

Фигура 18.

нитном поле между полюсами, магнитные частицы притягиваются верхним магнитом, т. к. полюсы его заострены, и в них сосредоточивается больше магнитных линий, но пристать к полюсу они не могут, а пристают только к нижним: поверхностям поперечных лент г, движением которых и выносятся из сферы действия магнита и сбрасываются в приемники д. Немагнитная пустая порода попадает в приемник е.

В сепараторе Дингс-Рош (Dings-Rosche) для мокрого обогащения (фигура 19) многополюсный магнит а с полюсами, обращенными кверху, охватывается бесконечной резиновой лентой б, идущей как показано стрелками. Угол наклона сепаратора можно изменять в пределах 10—80°, обычно он ставится под углом наклона около 30°. Руда с водой загружается на ленту но жолобу в Магнитные частицы под действием магнита пристают к поверхности ленты и двигаются с ней к верхнему концу сепаратора, откуда сбрасываются в приемник г, немагнитные смываются водой вниз. В пункте d на сепаратор подается дополнительная струя поды, смывающая немагнитные частицы вниз, в другой приемник.

Методы электромагнитного обогащения применяются также для извлечения облом

ков железа, попадающихся в руде или угле. Эта мера обязательна во избежание поломок, дробилок, если ископаемое подвергается затем дроблению. Для извлечения железа на пути движения ископаемого в желобах или на лентах устанавливаются сильные электромагниты, которые притягивают железные обломки. На фигуре 20 изображен подобный сепаратор.

Электростатическое обогащение основано на различии в электропроводности минералов. Метод пока еще не получил большого промышленного значения. Он состоит в том, что обогащаемую руду вводят в соприкосновение с электродом; зерна минералов, хорошо проводящих электричество, получат от него одноименный заряд и отскочат от электрода, остальные же зерна останутся не заряженными и не изменят направления своего движения. К хорошим проводникам относятся: самородные золото и серебро, серный колчедан и руды других сернистых металлов и прочие К плохим проводникам принадлежит большинство жильных пород: кварц, кальцит и известняк, порфиры, сланцы и т. д. Один из приборов для промышленного обогащения по вышеуказанному методу был сконструирован Хеффом для. обработки цинковой обманки, которая в чистом виде является плохим проводником, η то время как сопутствующий ей марказит— хорошим. В сепараторе Хеффа применен ряд электродов, поставленных один под другим и имеющих форму валиков а, как схема-

ребром кверху, непроводники лее падают прямо вниз, где снова помещен электрод для повторного разделения руды. На втором электроде процесс повторяется и т. д. Для усиления действия электродов под разделительными поверхностями поставлена вто-

Схема магнитообогатительной фабрики.

Руда, из шахты

i

Бункер

I

Дробилка Блекл Дробление до 87,6 миллиметров

i

Бункер

I.

БарабанныЛ грохот

Условные обозначения К —воЕаонтрат магнетита Пр up —промежуточный продукт X» — хвосты

Г

> 60 миллиметров

Дробилка Гетса до 37.6 миллиметров

I

~* 60—18 мл

Сушильная печь

Грохот

i

60—18 миллиметров мага оеяьратор Ball Norton

i

ϊβ—9.Λ миллиметров мага, сепаратор Ball Norton

мага, сепаратор Ball Norton

Λ

Пр пр.

%

e.о—о j

Грохот, а д мл

i

6—3 мл

i

3—0 j

Up up

Пр пр. сепаратор Ball Norton сепаратор Ball Norton

К Хь

Пр np. R

Валки до ia миллиметров

Валке

Ί

Грохочгпш

lip np.

			"1
12—6 миллиметров I	b—	1! ММ	3—0 лл I
J ЫЙ CVtlftfBTAp I	1 Магнитный сепаратор		1 Μ.ι!вятныи сепаратор I 1
i	Y Пр. up	i X»	1 1 Ха к

тически представлено на фигуре 21. На них равномерно подается руда по наклонной плоскости. Попадая на заряженный валик, частицы-проводники отскакивают от него и перепрыгивают через вторую площадку, имеющую форму угольника, поставленного рая серия электродов, имеющих назначением только создание более интенсивного электрич. поля в пространстве между электродами, где проходят частицы обогащаемых минералов. Обе серии электродов заряжаются положительным электричеством от

Уголь яз шахты

I

Опрокидыватель

Роликовый грохот, я 80

Схема свинцово-цинково П обогатительной фабрики «N e u e Helene*

в С н л е а и и.

Рядовая руд»

1

Опрокидыватель

I

Колосниковый грохот е НЬ *

ГсЛОВПЫе чг.озпатепвя

Pit—копцентрат сванц руды концептрат пирита

Zn—концентрат цинковой обманки

Up ир,—аро«еж продукт Хв —хвосте

ВирабавныИ грохот

1

0- 22 я

4-

21 —60

Л

60—86 л

3"

Ручная разборка

---i-

21 - 60 миллиметров

ПР -πρ. χ_Η. *-

Дробилка 60 *

ИарабаввиА грохот е 22

Суха“ классификация на грохотах

*---

1—22 ж“

V

22 — Ому

Сухая кла>сификаци» на грохотах

Отсадочные нашивы

4--* *1 J *

РЬ 1 Ир пр Z» 2 Пр Щ Хв ч

ILaarc 1 —о

Мокрая

КДЛГГНфИКаЦЯЯ

Классы от 21 — 1

Отсадочные машись

t-i-з-»—‘

fb I Πί op Ζη » Πι> ПР Хь у

Ϊ

Класе I —0 миллиметров

Мокрая кдас ифнкяция

Валки,6 в 2 миллиметров

Сухая классификация на грохотах

Классы &—i миллиметров Класс Г—о-а.»

Отсадочные машины Pb 1 Пр щ. iL а Пр. пр X»

М-жрпя классификация

X

КйацввтрАцдокнис столы Феррар иса

Up. пр.

Г

Ζπ

Гврды Лявкенбаха slip, пр.

X

-ь у динамомашины постоянного тока напряжением от 10 000 до 25 000 V. Главным условием для электростатич. обогащения является сухость руды п незначительные размеры отдельных ее зерен (не крупнее 2—3 миллиметров).

причем все пылеобразные частицы меньше 0,02 миллиметров также должен быть предварительно удалены. Производительность сепаратора Хеффа V,—2 т/ч, расход мощности 3—5 kW. В настоящее время электростатич. обогащение вытесняется более экономичным и дающим лучшие результаты при обработке тех лее руд флотационным методом.

Флотаци я, или всплывной процесс, основан на взаимодействии молекулярных сил поверхностных натяжений жидкостей, твердых минеральных частиц и газов, причем вследствие существующих электромагнитных полей на поверхностях тел, пришедших в соприкосновение, тела эти взаимно притягиваются или отталкиваются, чем и объясняется предпочтительное смачивание нек-рых минералов водой, других—маслами. Минералы, имеющие ме-таллич. блеск, как например самородные металлы, сульфиды и нек-рые другие (графит, уголь), имеют тенденцию лучше смачиваться маслами и не смачиваться водой;наоборот, кварц,сланцы, известняки и нек-рые другие породы смачиваются водой легче, чем маслами. Руда в измельченном виде, заключающая в себе как те, так и другие минералы, погружается в эмульсию воды и масла; при этом одни минералы смачиваются водой и тонут в ней, другие же, смоченные маслом, всплывают на поверхность в виде пены или пленки и м. б. сняты с нее. В образовании пены принимает участие воздух, вдуваемый в сосуд, в котором происходит процесс, в виде мелких пузырьков; последние пристают к частицам, смоченным маслами.

Обогатительные фабрик и. Операции обогащения обычно сосредоточиваются в одном предприятии, связанном, с одной стороны, с рудником, с другой—со складочным местом для готовых продуктов обогащения. Характерной особенностью обогатительных ф-к является ступенчатое расположение отдельных ее частей для максимального использования силы тяжести при передвижении обрабатываемого материала между отдельными аппаратами. Другой особенностью обогатительных фабрик можно считать индивидуальность каждой обогатительной фабрики, которая вызывается различием естественных и технич. условий того или иного горного предприятия и месторождения полезного ископаемого, минералогическим его составом и т. д. В качестве примера выше приведены три схемы фабрики для обогащения свинцово-цинковых руд, угля и магнитного обогащения железных руд. Основными требованиями, предъявляемыми к обогатительной фабрике, являются: непрерывность отдельных операций, немедленное исключение из процесса готовых продуктов и соединение между собой одинаковых, а также раздельная обработка различных по качеству продуктов. Кроме основных операций обогащения (собственно обогащение, дробление и классификация) на каждой обогатительной фабрике имеется также и ряд вспомогательных и служебных операций (загрузка, транспорт, сушка продуктов, снабжение водой, энергией и тому подобное.). Благодаря указанной индивидуальности каждого процесса трудно дать типичную схему обогатительной фабрики.

Лит.: Корвухин И. А., Механич. обработка (обогащение) полезных ископаемых, СПБ, 1908; Ч е-ч отт Г. О., Обогащение полезных ископаемых, вып. I—7, Л., 1924—29; Обогащение угля, Сортировка и сухое обогащение угля, Сборник статей под ред. Л. Лсвенсона и И. Верховского, Харьков, 1930; «Труды 1 Всесоюзного горпо-техппч. съезда 1926 г.», Москва, 1928, т. 8; Материалы по обогащению неметаллич. полезных ископаемых, Л., 1930; «ГЖ»; «Уголь и железо», Харьков; «МС»; «Цветные металлы», Москва; F i п-k е у J., Die wissenschaftlicben Grundlagen d. nassen Krzaufbereitung, Berlin, 1924; Schennen H. und Jinigst F., Lehrbuch der Erz- und Steinkohlenaufbe-rcitnng, 2 Aufl., Stuttgart, 1928; Jungebolt u. Eshenbruc b, Kohlenaufbercitung, Essen, 1913; К i tt 1 n ger P., Lehrbuch d. Aufbereitungskunde in ihren neuesten Entwicklung u.Ausbildung, systematisch dargestellt, B., 1867; Rittinger P., 1 u. 2 Nachtrag 7uni Lehrbuch d. Aufbereitungskunde, B., 1870—73; К a t e I C., Preparation micanique dcs minerals, P., 1908; К 1 c b a r d s R., Ore Dressing, N. Y., 1908; L a d о о R. B., Non-metallic Minerals, N. Y., 1925; Louis H., The Dressing of Minerals, L., 1909; R i-c Ii a r d s R. a. Locke S., A Textbook of Ore Dressing, N. Y., 1925; Truscott S. .1., A Textbook of Ore Dressing, L., 1923; W i a r d E., The Theory a. Practice of Ore Dressing, N. Y., 1915; Prochaska E. Coal Washing, N. Y., 1921; Taggart A., Handbook of Ore Dressing, N. Y., 1927; Simons T., Ore Dressing Principles a. Practice, N. Y., 1924; «Gliickauf», Essen; «Kohle u. Erz», B.; «Metall u. Erz», Malle a/й.; «Engineering a. Miking Journal», L.; «Trans, of the Amer. Inst, of Mining a. Metallurg. Engineers», N. Y.; «.fourn. of the Amer. Inst, of Metals», N. Y.; «Coal Age», New York; «Transactions of the Institution of Mining Engineers», L.; «Colliery Guardian a. Journal of the Coal a. Iron Trade», London. H. Лященко.