CC BY
161
Науки о Земле
УДК 622.27.235
ВЛИЯНИЕ РАСХОДА КАЛЬЦИНИРОВАННОЙ СОДЫ И ИЗВЕСТИ НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ ФЛОТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ СУЛЬФИДНЫХ ЗОЛОТОСОДЕРЖАЩИХ РУД
EFFECT OF SODA ASH AND LIME CONSUMPTION ON EFFICIENCY OF SULPHIDE GOLD ORES FLOTATION
А.П. Глушкова,
ООО «Золоторудная компания «Майское»», г. Певек [email protected]
A. Glushkova,
LC «Gold Mining Company» May»», Pevek
H. С. Гусева,
ООО «Золоторудная компания «Майское»», г. Певек [email protected]
N. Guseva,
LC «Gold Mining Company» May»», Pevek
В.П. Мязин,
Забайкальский государственный университет, г. Чита [email protected]
V. Myazin,
Transbaikal State University, Chita
Статья посвящена сравнению действия кальцинированной соды и извести на флотацию сульфидных золотосодержащих руд первого рудного тела Майского месторождения. Кальцинированная сода и известь — два наиболее распространенных реагента-регулятора водородного показателя (рН) среды. Сущность влияния рН среды заключается в том, что ионы тяжелых металлов, которые обычно содержатся в пульпе и оказывают негативное влияние на процесс флотации, при определенном значении рН могут быть выведены из процесса в виде гидратов окисей. Также ионы водорода влияют на устойчивость гидратных слоев и, следовательно, могут изменять степень гидратации поверхности частицы.
Цель настоящего исследования — выбрать наиболее эффективный регулятор среды для переработки высокоуглеродистой руды первого рудного тела. Исследования проведены на пробе Д-5, моделирующей усредненный состав руды. Описаны минеральный и химический составы исследуемой пробы, представлены сведения о методике лабораторных тестов и результаты проведенных исследований.
Основной параметр, используемый для оценки результата — эффективность обогащения, рассчитанная по формуле Хекокка-Луйкена. Использование данного параметра позволяет учитывать как извлечение металла в концентрат, так и выход концентрата. Наилучшие результаты получены при использовании в качестве регулятора среды соды. В этом случае эффективность процесса обогащения на 9,2 % выше, чем при использовании извести.
Результаты лабораторных испытаний подтверждены в промышленных условиях при переработке руды на обогатительной фабрике, что доказывает перспективность использования соды в качестве инструмента для повышения эффективности флотации
Ключевые слова: флотация, золото, эффективность обогащения, качество концентрата, извлечение в концентрат, реагенты-регуляторы, кальцинированная сода, известь
This paper focuses on the comparison of soda ash and lime influence on flotation of sulfide gold ore from the first ore body of the deposit «Mayskoye». The soda ash and lime are both the most common pH regulators. It has been known that the pH effect is laid in two aspects: deriving heavy metal ions from the process and changes of particle surfaces hydration degree. Heavy metal ions, commonly found in the pulp, have a negative impact on the flotation process at a specific pH form hydroxides and may be derived from the process. The goal of our investigation is to choose the most effective pH regulator for the processing of high- organic carbon ore from the first ore body.
The authors have analyzed the D-5 sample, simulating the average composition of the ore. The article contains description of the mineral and chemical composition of the investigated sample, the test technique and the results of laboratory tests.
The main parameter used to evaluate efficiency of gold enrichment is Henkokk-Lwyken criterion. Using this option allows us to take both important parameters: extraction of metal in concentrate and weight of the concentrate
Key words: flotation, gold, enrichment efficiency, quality of flotation concentrate, recovery, chemicals control, soda ash, lime
Флотируемость золота и золотосодержащих сульфидных минералов определяется их природой, технологическими особенностями, среди которых важными являются крупность, геометрическая форма частиц золота, химический состав поверхности золотин и сульфидных минералов [1]. Однако верно скомбинированное сочетание комплекса реагентов-регуляторов рН среды, активаторов, собирателей, вспенивателей, депрессоров играет основополагающую роль в получении оптимальных результатов в процессе пенной флотации.
Известно, что оптимальные условия действия реагентов-активаторов и депрессоров при флотации достигаются путем изменения рН среды, удаления из жидкой фазы так называемых «нежелательных» ионов, регулирования значений окислительно-восстановительного потенциала пульпы и процессов диспергации и коагуляции шламов. В качестве реагентов-регуляторов среды наиболее широко используют неорганические и органические соединения, многие из которых применяют также в качестве активаторов и депрессоров флотации минералов [3; 4].
Из регуляторов рН флотационной пульпы наиболее широко используют известь. Сущность влияния рН среды заключается в том, что ионы тяжелых металлов, негативно влияющие на процесс флотации, которые обычно содержатся в пульпе, могут
быть выведены из процесса в виде гидратов окисей, так как они образуют с ионами ОН-труднорастворимые осадки.
Кроме того, ионы водорода влияют на устойчивость гидратных слоев и, следовательно, могут изменять флотируемость минерала — степень гидратации поверхности частицы. При изменении величины рН среды изменяются физико-химические свойства не только флотационных реагентов, но и минеральных комплексов [5].
Для определения эффективности действия реагентов-регуляторов при флотации золотосодержащих руд — извести и кальцинированной соды — проведен ряд опытов с изменением расхода данных реагентов.
Исследования проводились на пробе Д-5, представляющей шихту дубликатов проб руды первого рудного тела Майского месторождения, характеризующегося повышенным содержанием углистого вещества. Проба руды представлена преимущественно тонкозернистым углеродистым алевролитом с небольшими (около 5 %) примесями серицитолитов и кварцевых жил. Рудная минерализация представлена пиритом, арсенопиритом и антимонитом. Антимонит приурочен преимущественно к фрагментам кварцевых жил. Свободного самородного золота в классах +0,025 мм пробы не обнаружено.
В табл. 1 представлен состав шихты пробы Д-5, в табл. 2 — химический состав проб из которых составлена навеска.
Таблица 1
Состав шихты пробы Д-5
Наименование пробы Выход Содержание, г/т Массовая доля золота, %
г %
Д-4 10000,00 15,67 22,20 43,28
13-02 14000,00 21,94 0,10 0,27
Т-277 28000,00 43,89 6,92 37,77
Т-375 11800,00 18,50 8,12 18,68
Итого 63800,00 100,00 8,04 100,00
Таблица 2
Химический состав проб, входящих в шихту Д-5, и итоговой шихты
Проба № АО Au S б , % общ' S ф, % сульф' С б , % общ С , % орг' Sb, % As, % Fe, % As ф сульф S / сульф S общ
Д-4 Тл4388 22,6 3,29 2,95 0,63 0,13 0,323 1,32 3,77 1,33 0,90
Т13а-02/1 Тл4245 0,10
Т-277 Тл4416 6,56 2,95 2,59 1,53 0,85 0,11 0,66 4,41 н/д 0,88
Т-375 Тл4417 8,72 3,37 2,91 1,28 0,65 0,08 0,77 4,02 н/д 0,86
Ожидаемое содержание по шихте 8,06 г/т
Д-5 Тл4438 8,26 2,69 2,54 1,57 0,83 0,13 0,59 4,34 0,298 0,944
Методика проведения лабораторных опытов заключается в следующем.
1. Приготовление шихты: Материал дубликатов проб руды первой рудной зоны с исходной крупностью —3,0+0 мм перемешан методом кольца и конуса, после чего методом вычерпывания выделены навески для приготовления шихты. После объединения всех компонентов шихты материал был еще раз перемешан методом кольца и конуса, затем методом перекатывания на клеенке, после чего методом вычерпывания выделены навески массой 2500 г для проведения тестов и одна навеска массой 500 г для химического анализа.
2. Подбор времени измельчения. Навески массой 2500 г измельчались в шаровой лабораторной мельнице МШЛ-14К при шаровой загрузке 26 кг и содержании твердого в пульпе 60 % последовательно в течение 6; 10; 20; 30 мин. От каждого измельченного продукта методом вычерпывания при непрерывном интенсивном перемешивании отбирали навески на ситовой анализ. По результатам теста установили время измельчения, необходимое для получения ~86 % готового класса, равное 18,5 мин. После чего навески по 2500 г, предназна-
ченные для проведения флотационных тестов, измельчали в указанных условиях по 18,5 мин и методом вычерпывания при непрерывном интенсивном перемешивании от измельченного материала отбирали навески по 330 г.
3. Проведение флотационных тестов. Флотационные тесты проводили в один этап длительностью 15 мин на лабораторной пневмомеханической флотомашине ФЛ с объемом камеры 3 л при фиксированном количестве всех реагентов, кроме регулятора среды (соответственно соды или извести), а расход регулятора среды увеличивали от 0 до 1800 г/т с шагом 300 г/т. Расходы реагентов, которые являлись константой при проведении лабораторных опытов, представлены в табл. 3. В качестве активатора минералов ценного компонента в опытах используется 10 %-ный раствор медного купороса, в качестве собирателей — 3,5 %-ный раствор бутилового ксантоге-ната калия и реагент фирмы CYTEC с дополнительным эффектом вспенивателя в чистом виде Aero 8045, в качестве вспени-вателя — реагент CYTEC OPF-597. Данный реагентный режим подобран экспериментально и является оптимальным.
Таблица 3 Расход реагентов в опытах
Наименование реагента Расход реагента, г/т
Активатор - Медный купорос 200
Собиратель Аего-8045 100
Собиратель БКК 120
Вспениватель OPF597 90
на содержание золота методом пробирного анализа.
Схема тестов с применением соды кальцинированной представлена на рис. 1. В табл. 4 отражены показатели рН пульпы, полученные в ходе проведения опытов.
Уровень пульпы в камере и объем подаваемого воздуха выдерживали постоянным во всех опытах, рН пульпы измеряли иономером-кондуктомером АНИОН 4500 с электродом ЭСК-10601/7 К80,7 до подачи регулятора среды, после подачи регулятора среды и в камерном продукте после завершения съема пены. Иономер-кондуктормер и электрод предварительно откалиброва-ны на буферных растворах с показателями рН 6,8 и 9,3. Продукты, полученные в результате опытов (концентрат и хвосты), высушены, взвешены и проанализированы
Исходная руда
Измельчение до 86 % класса - 0,071 + 0 мм
Na2COэ
А8045 БКК
OPF597
Флотация
t= 15 мин
К-т
Хвосты
Рис. 1. Схема флотационных тестов с применением кальцинированной соды
Таблица 4
Показатели рН среды в лабораторных опытах
Номер опыта рН до подачи реагентов Сода рН после подачи регулятора рН среды
15.07.002 6,50 0 6,50
15.07.003 6,75 300 7,
15.07.004 6,67 600 8,16
15.07.005 6,76 900 8,75
15.07.006 6,76 1200 9,18
15.07.007 6,73 1500 9,52
15.07.008 6,81 1800 9,71
По технологическим показателям (табл. 5) построены кривые зависимости параметров флотационного обогащения от расхода регулятора среды.
Таблица 5
Результаты опытов по исследованию влияния расхода кальцинированной соды на процесс флотации
Расход реагента Na2(CO)3, г/т Продукт Выход,% Содержание, г/т Извлечение,%
Концентрат 18,16 31,47 61,77
0 Хвосты 81,84 4,32 38,23
Исходная руда 100 9,25 100
Концентрат 12,68 42,87 57,51
300 Хвосты 87,32 4,6 42,49
Исходная руда 100 9,45 100
Концентрат 12,78 ,8 4 66,41
600 Хвосты 87,22 3,32 33,59
Исходная руда 100 8,62 100
Окончание табл. 5
Расход реагента Na2(CO)3, г/т Продукт Выход,% Содержание, г/т Извлечение,%
900 Концентрат 11,66 50,2 70,45
Хвосты 88,34 2,78 29,55
Исходная руда 100 8,31 100
1200 Концентрат 11,85 51,87 70,62
Хвосты 88,15 2,9 29,38
Исходная руда 100 8,7 100
1500 Концентрат 11,38 52,67 71,31
Хвосты 88,62 2,72 28,69
Исходная руда 100 8,4 100
1800 Концентрат 11,18 51,8 65,99
Хвосты 88,82 3,36 34,01
Исходная руда 100 7 8, 100
Таблица 6
Сводные результаты опытов с изменением расхода кальцинированной соды
Расход соды, г/т Выход, % Содержание Аи в концентрате, г/т Извлечение Аи, % Эффективность об. Аи, %
0,00 18,16 31,47 61,77 48,06
300,00 12,68 42,87 57,51 49,51
600,00 12,78 44,80 66,41 58,69
900,00 11,66 50,20 70,45 64,12
1200,00 11,85 51,87 70,62 64,37
1500,00 11,38 52,67 71,31 65,43
1800,00 11,18 51,80 65,99 60,08
При увеличении расхода соды до 900 г/т извлечение золота в концентрат увеличивается и стабилизируется при дальнейшем увеличении расхода реагента до 1500 г/т. Извлечение достигает максимума при расходе 1500 г/т и составляет 71,31 %. При большем расходе (1800 г/т) наблюдается
65 55
ш
ее о.
е
ш
| 35
0 300 600 900 1200 1500 1800
Расход кальцинированной соды, г/т
Рис. 2. Влияние расхода соды на содержание Аи в концентрате
снижение извлечения золота в концентрат до 65,99 %. По данным табл. 6 построены графики зависимости содержания в концентрате (рис. 2) и эффективности обогащения (рис. 3) от расхода кальцинированной соды.
< > у = -1Е 05x2 + 0.03 Я2 =0,97 < + 32.7
У ►
При увеличении расхода соды содер- соды содержание золота в концентрате воз-жание золота в концентрате варьируется от растает и достигает максимума при расходе 31,47 до 52,67 г/т. С увеличением расхода 1500 г/т.
б?
60
£
2 55 о " " ю о
£
З45
СО
40
1 1
1 1 1 ._ 1 1
У -11 1-05x2 + 0.0 1 3х + 41.3
■ /1 / К.1'= 0,91
■
300 600 900 1200
Расход кальцинированной соды, г/т
1500
1800
Рис. 3. Зависимость эффективности обогащения Аи от расхода кальцинированной соды
Для анализа используется критерий эффективности обогащения, рассчитанный по формуле Хенкокка-Луйкена [6], так как он позволяет определить степень полноты извлечения полезного компонента в концентрат. При увеличении расхода кальцинированной соды максимальная эффективность обогащения золота получена при расходе 1500 г/т 65,43 %, и рН среды при этом составляет 9,52. Крутое восхождение эффективности обогащения золота продолжается до точки при расходе 900 г/т. При расходе 900...1500 г/т изменение эффективности обогащения происходит незначительно. Дальнейшее увеличение расхода соды ведет к снижению эффективности обогащения золота до 60,08 % при расходе 1800 г/т.
Также по методике, указанной ранее, проведены опыты, но с применением извести. Схема проведения лабораторного опыта представлена на рис. 4.
Исходная руда
Измельчение до 86 % класса ^ ) - 0,071 + 0 мм
Са(0Н)2
А8045 БКК
OPF597
Флотация
t= 15 мин
К-т
Хвосты
Рис. 4. Схема проведения опыта с применением извести Са(ОН)2
Таблица 7
Показатели рН среды в лабораторных опытах
Номер опыта рН до подачи реагентов Известь рН после подачи регулятора рН среды
15.07.002 6,50 0 6,50
15.07.009 6,62 300 8,25
15.07.010 6,61 600 9,45
15.07.011 6,53 900 9,89
15.07.012 6,68 1200 10,38
15.07.013 6,68 1500 10,96
15.07.014 6,64 1800 11,40
По результатам опытов сформирована чанни опытов были высушены, взвешены и таблица с результатами анализа (табл. 8) подготовлены к пробирному анализу в соот-продуктов обогащения, которые по окон- ветствии со всеми требованиями.
Таблица 8
Результаты опытов по исследованию влияния расхода извести Са(ОН)2
на процесс флотации
Расход реагента Са(0Н)2, г/т Продукт Выход, % Содержание, г/т Извлечение,%
0 Концентрат 18,16 31,47 61,77
Хвосты 81,84 4,32 38,23
Исходная руда 100 9,25 100
300 Концентрат 13,91 36,9 61,52
Хвосты 86,09 3,73 38,48
Исходная руда 100 8,34 100
600 Концентрат 16,5 32,8 66,61
Хвосты 83,5 3,25 33,39
Исходная руда 100 8,13 100
900 Концентрат 19,84 28,93 71,61
Хвосты 80,16 2,84 28,39
Исходная руда 100 8,02 100
1200 Концентрат 15,66 32,8 64,24
Хвосты 84,34 3,39 35,76
Исходная руда 100 7,99 100
1500 Концентрат 21,49 25,53 70,11
Хвосты 78,51 2,98 29,89
Исходная руда 100 7,83 100
1800 Концентрат 22,52 22,93 66,03
Хвосты 77,48 3,43 33,97
Исходная руда 100 7,82 100
Таблица 9
Сводные технологические показатели при различных расходах извести Са(ОН)2
Расход Са(ОН)2, г/т Выход, % Содержание Аи в концентрате, г/т Извлечение Аи ,% Эффективность об. Аи, %
0,00 18,16 31,47 61,77 48,06
300,00 13,91 36,90 61,52 51,94
600,00 16,50 32,80 66,61 54,54
900,00 19,84 28,93 71,61 56,28
1200,00 15,66 32,80 64,24 52,80
1500,00 21,49 25,53 70,11 52,75
1800,00 22,52 22,93 66,03 47,20
При увеличении расхода извести извлечение золота в концентрат увеличивается и достигает максимума при расходе 900 г/т и рН=9,89, составляя 71,61 %, однако при дальнейшем увеличении расхода реагента начинает снижаться. При наибольшем
расходе извести (1800 г/т) наблюдается снижение извлечения золота в концентрат до 66,03 %. По данным табл. 9 построены графики зависимости содержания в концентрате (рис. 5) и эффективности обогащения (рис. 6) от расхода извести.
40
о- 36
I
а>
| 32
т
=з <
О)
1 28 л
ш §
О 24
< ► у = -5 }-06х2+0.0 К' 0,?( Мх+33,0 |
р^й— > ■ <
► < ►
<
300 600 900 1200 1500 1800
Расход извести, г/т
Рис. 5. Влияние расхода извести Са(ОН)2 на содержание Аи в концентрате
65,00
60,00
о ю о
£ 55,00 о
| 50,00
■а
со
45.00
40.00
1
I I
г" у = -9Е -0бх2+ 0.01 — д пз 7х + 48.0 N
300 600 900 1200 1500 1800
Расход извести, г/т
Рис. 6. Зависимость эффективности обогащения Аи от расхода реагента Са(ОН)
При увеличении расхода извести Са(0Н)2 от 300 до 900 г/т эффективность обогащения Аи постоянно растет и достигает максимального значения при расходе 900 г/т, составляя при этом 56,28 %. При дальнейшем увеличении расхода извести эффективность обогащения Аи снижается. Оптимальным расходом извести является 900 г/т.
По мнению ряда исследователей, главная причина снижения эффективности флотации при подаче извести заключается в подавлении пирита, который является одним из основных рудных минералов руды. Известно, что в щелочной среде на поверхности пирита образуется нерастворимый
гидрооксид железа Fe(OH)2, который способствует выпадению его в осадок. Это обусловлено тем, что при растворении извести в пульпе происходит накопление ионов ОН-, которые впоследствии приводят к образованию на поверхности минерала нерастворимого соединения железа: Са(ОН)2 ^Са2++20Н- , FeS+ Са2++20Н-^ Fe(OH)2|+CaS. На основании выполненных лабораторных исследований можно заключить:
1) при подаче регуляторов отмечается положительная динамика роста эффективности обогащения до определенного оптимального значения при рН 9,52 (при подаче в процесс кальцинированной соды
1500 г/т) и рН 9,89 (при подаче извести 900 г/т);
2) по сравнительным данным эффективность обогащения Аи при подаче в процесс кальцинированной соды выше, чем при подаче извести, на 9,2 %.
Полученные результаты лабораторных опытов подтверждены в промышленных
Список литературы_
условиях на обогатительной фабрике Майского месторождения.
По мнению авторов, целесообразны дальнейшие исследования по выяснению механизма действия кальцинированной соды на процесс флотации руд различного минерального состава.
1. Бочаров В.А., Игнаткина В.А. Флотация золотосодержащих сульфидных руд с новыми собирателями // Семинар. 2005. № 19.
2. Машевский Г.Н., Петров А.В., Романенко С.А. [и др.]. Новый подход к регулированию флотационного процесса селективного отделения сульфидных минералов от пирита в известковой среде // Обогащение руд. 2012. № 1. С. 12-16.
3. Абрамов А.А. Флотация. Собрание сочинений. Т. 6: Физико-химическое моделирование процессов. М.: Горная книга, 2010. 607 с.
4. Абрамов А.А. Флотация. Собрание сочинений. Т. 7: Реагенты-собиратели. М.: Горная книга, 2012. 606 с.
5. Информационная записка отделения технологических исследований ЦАЛ. Майское, 2015. 63 с.
6. Барский Л.А., Плаксин И.Н. Критерии оптимизации разделительных процессов. М.: Наука, 1967. 119 с.
7. Карчанова А.П., Асанова И.И., Мязин В.П. Направление повышения качества флотоконцентрата на Майском месторождении //Вестник ЗабГУ. 2015. № 10 (125). С. 4-12.
8. Абрамов А.А. Теоретические основы повышения селективности действия реагентов-модификаторов при флотации // Цветные металлы. 2013. № 7. С. 23-29.
9. Абрамов А.А. Флотационные методы обогащения. М.: МГГУ, 2008. 710 с.
10. Бочаров В.А., Игнаткина В.А., Чантурия Е.Л. [и др.]. Технология комплексного обогащения труднообогатимых золотосодержащих руд // Цветная металлургия. 2004. № 5. С. 4-9.
List of literature_
1. Bocharov V.A., Ignatkina V.A. Seminar (Seminar), 2005, no. 19.
2. Mashevsky G.N., Petrov A.V., Romanenko S.A. [and etc.]. Obogashhenie rud (Ore enrichment), 2012, no. 1, pp. 12—16.
3. Abramov A.A. Flotatsiya. Sobranie sochineniy [Flotation. Collected Works]. Vol. 6: Physical-chemical modeling of processes. Moscow: Mining Book, 2010. 607 p.
4. Abramov A.A. Flotatsiya. Sobranie sochineniy [Flotation. Collected Works]. Vol. 7: Reagents-gatherers. Moscow: Mining Book, 2012. 606 p.
5. Informatsionnaya zapiska otdeleniya tehnologicheskih issledovaniy TsAL. Mayskoe (An information note separation technology research TsAL «Mayskoe»), 2015. 63 p.
6. Barsky L.A., Plaksin I.N. Kriterii optimizatsii razdelitelnyh protsessov [Optimization criteria of separation processes]. Moscow: Nauka, 1967. 119 p.
7. Karchanova A.P., Asanova I.I., Myazin V.P. Vest. Zab. Gos. Univ. (Transbaikal State University Journal), 2015, no. 10 (125), pp. 4-12.
8. Abramov A.A. Tsvetnye metally (Non-ferrous metals), 2013, no. 7, pp. 23-29.
9. Abramov A.A. Flotatsionnye metody obogashheniya [Flotation methods of enrichment]. Moscow: Moscow State Mining University, 2008. 710 p.
10. Bocharov V.A., Ignatkina V.A., Chanturia E.L. [and etc.]. Tsvetnaya metallurgiya (Non-Ferrous metallurgy), 2004, no. 5, pp. 4-9.
Коротко об авторах_
Глушкова Анна Петровна, главный инженер ЗИФ ООО «Золоторудная компания «Майское»», г. Певек, Россия. Область научных интересов: науки о Земле
Гусева Надежда Сергеевна, заместитель начальника центральной аналитической лаборатории по технологическим исследованиям, ООО «Золоторудная компания «Майское»», г. Певек, Россия. Область научных интересов: науки о Земле
Мязин Виктор Петрович, д-р техн. наук, профессор, Забайкальский государственный университет, г. Чита, Россия. Область научных интересов: обогащение полезных ископаемых
Briefly about the authors_
Anna Glushkova, chief engineer, LC «Gold Mining Company» May»», Pevek, Russia. Sphere of scientific interests: Earth
sciences
Nadezhda Guseva, deputy head of the central analytical laboratory for technological research company «Gold Mining Company» May»», Pevek, Russia. Sphere of scientific interests: Earth sciences
Viktor Myazin, doctor of technical sciences, professor, Transbaikal State University, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: mineral processing
Образец цитирования_
Глушкова А.П., Гусева Н.С., Мязин В.П. Влияние расхода кальцинированной соды и извести на эффективность флотационного обогащения сульфидных золотосодержащих руд ¡/ Вестн. Заб. гос. ун-та. 2016. Т. 22.
№ 2. С. 4-13.
