銅鎳氧硫混合礦焙燒?浸出過程銅、鎳、鐵的轉(zhuǎn)化

崔富暉，牟文寧，顧興利，許 茜，翟玉春

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銅鎳氧硫混合礦焙燒?浸出過程銅、鎳、鐵的轉(zhuǎn)化

崔富暉1，牟文寧2, 3，顧興利1，許 茜4，翟玉春2, 3

(1. 東北大學(xué)冶金學(xué)院，沈陽 110819；2. 東北大學(xué)(秦皇島分校)資源與材料學(xué)院，秦皇島 066004；3. 秦皇島市資源清潔轉(zhuǎn)化與高效利用重點實驗室，秦皇島 066004；4. 上海大學(xué)材料科學(xué)與工程學(xué)院，上海 200072)

隨著硫化鎳礦資源的日趨枯竭，銅鎳氧硫混合礦的利用將會愈發(fā)受到關(guān)注。通過對原礦進(jìn)行差熱?熱重、XRD以及熱力學(xué)分析，揭示焙燒過程礦石礦相的轉(zhuǎn)變歷程，研究銅鎳氧硫混合礦焙燒過程中礦物粒度、焙燒溫度和焙燒時間對銅、鎳、鐵轉(zhuǎn)化的影響，探索浸出過程中溶劑、液固比、浸出溫度及浸出時間對銅、鎳、鐵浸出的影響。結(jié)果表明：礦物粒度為74~80 μm、焙燒溫度為600 ℃、焙燒時間為2 h、選擇水作為浸出溶劑、浸出溫度為60 ℃、液固比為6:1、浸出時間2 h時，鎳和銅的浸出率達(dá)到最高分別為46.25%和96.27%，鐵的浸出率低于1%。

銅鎳氧硫混合礦；焙燒；浸出；轉(zhuǎn)化

全球鎳礦資源主要有硫化鎳礦和紅土鎳礦兩種類型。截至2011年底，全球基礎(chǔ)儲量約為8000萬t，我國已探明的鎳礦有80余處，總儲量為800萬t，儲量基礎(chǔ)為1000萬t，其中硫化鎳礦約占總儲量的87%，主要分布在甘肅、新疆、云南等地[1?4]。硫化鎳礦資源品質(zhì)高，伴生多種有價金屬元素，一般采用火法冶煉，工藝成熟，附加值高，成本較低，多年來一直是世界鎳冶煉的首選礦物[5?7]。但隨著世界范圍內(nèi)鎳消費的增加，高品位硫化鎳礦儲量日漸減少，一些較難處理的低品質(zhì)硫化鎳礦將成為鎳冶金企業(yè)的重點開采對 象[8?10]。

目前，低品位硫化鎳礦仍主要采用選礦富集，后進(jìn)行火法冶煉，但也有硫酸銨焙燒?水浸、細(xì)菌浸出的報道[11?13]。銅鎳氧硫混合礦是原生硫化礦貧礦體與上部氧化帶之間較厚的混合礦帶，在我國新疆、甘肅等地均有廣泛存在，約占鎳資源總儲量的2/3，且伴生大量的金屬銅[14?15]，這類礦石具有金屬礦物含量少，堿性脈石含量高，有價金屬賦存狀態(tài)復(fù)雜的特點，且部分鎳以硅酸鎳形式存在，較難利用選礦工藝進(jìn)行富集[16?17]，而細(xì)菌浸出或采用傳統(tǒng)硫化鎳礦選礦→熔煉→冰鎳→轉(zhuǎn)爐吹煉→高冰鎳→電爐熔煉→粗 鎳[18?19]的火法冶煉工藝處理，有價金屬回收率低，損失量大，經(jīng)濟(jì)效益不佳[20?23]。

硫酸化焙燒是有色金屬冶煉常用的一種活法方法，其優(yōu)點在于有價金屬元素可轉(zhuǎn)變的可溶性的金屬硫酸鹽，且可實現(xiàn)選擇性硫酸化。低品位銅鎳氧硫混合礦，因其高含硫量，可用空氣作為氧化劑進(jìn)行硫酸化焙燒，在合適的溫度下，有價金屬元素銅、鎳可轉(zhuǎn)化為金屬硫酸鹽，而硫酸鐵因其低分解溫度，在氧化性焙燒溫度下已經(jīng)分解為氧化鐵，故可實現(xiàn)選擇性焙燒。目前，我國對銅鎳氧硫混合礦資源利用的相關(guān)研究不足，缺乏針對此類礦物的高效提取技術(shù)。因此，研究銅鎳氧硫混合鎳礦的處理新工藝和新技術(shù)具有重要的實際意義和廣泛的應(yīng)用價值。

本文作者將以銅鎳氧硫混合礦為對象，在研究混合礦的特性基礎(chǔ)上，采用焙燒?浸出法處理，探索焙燒時間、焙燒溫度、礦物粒度、浸出溶劑、浸出溫度、浸出時間及液固比等因素對鎳、銅、鐵等金屬元素轉(zhuǎn)化的影響，以期為銅鎳氧硫混合礦的經(jīng)濟(jì)開發(fā)和綜合利用提供技術(shù)指導(dǎo)。

1 實驗

1.1 實驗原料

本研究所用銅鎳氧硫混合礦來自新疆地區(qū)，經(jīng)破碎、研磨、篩分、干燥后用于實驗。采用日本理學(xué)公司S-max型XRF對礦石的化學(xué)組成進(jìn)行測定，結(jié)果如表1所示。由表1可知，礦石屬于高鐵低鎂型銅鎳氧硫混合礦，鎳和銅的含量分別為2.53%和2.86%，極具開采利用價值。

表1 原礦的化學(xué)組成

1) Fetis total Fe content.

采用X'Pert型X射線儀(工作電壓40 kV，工作電流250 mA，Cu K，掃描速度10 (°)/min，步長0.02)對銅鎳氧硫混合礦進(jìn)行衍射分析，結(jié)果如圖1所示，由圖1可知，礦石主要含有磁黃鐵礦(Fe7S8)、黃銅礦(CuFeS2)、磁鐵礦(Fe3O4)、石英(SiO2)、鎳黃鐵礦(Ni4.5Fe4.5S8)、鎳綠泥石[(Ni,Mg,Al6(Si,Al)4O10(OH)8)]等礦物質(zhì)，其中鐵主要以磁黃鐵礦、黃銅礦、磁鐵礦形式存在，鎳以鎳黃鐵礦、鎳綠泥石形式存在，銅以黃銅礦形式存在。表2所列為用Jade6.5全譜擬合 Rietveld 法定量分析所得的礦石中各礦相的含量。

采用ZEISS SUPRA 55 SAPPHIRE型掃描電子顯微鏡對礦粉進(jìn)行分析，結(jié)果如圖2所示。由圖2可知，原礦顆粒大小不一，形狀各異，小顆粒多鑲嵌在大顆粒中，大顆粒表面多有突起且結(jié)構(gòu)較為疏松。

圖1 原礦的XRD譜

表2 原礦的礦相組成

圖2 原礦的SEM像

1.2 試驗方法

稱取10 g礦粉于坩堝中，放入馬弗爐，以10 ℃/min的速率加熱到預(yù)定溫度并恒溫一段時間，自然冷卻至室溫，將焙燒熟料采用不同溶劑進(jìn)行浸出，過濾，得到濾液和濾渣。利用雙光束紫外可見分光光度計測定濾液中鎳、銅的濃度，采用重鉻酸鉀滴定法測定溶液中鐵的濃度，并按式(1)計算各金屬元素的浸出率(i)：

式中：i為金屬元素浸出率，%；為浸出液金屬元素物質(zhì)的量濃度，mol/L；為元素摩爾質(zhì)量，g/mol；為浸出液體積，L；為原礦質(zhì)量，g；為元素在原礦中質(zhì)量分?jǐn)?shù)，%。

2 結(jié)果與討論

2.1 焙燒實驗

2.1.1 焙燒過程熱、物相及熱力學(xué)分析

采用Diamond 6300型熱重?差熱綜合熱分析儀對原料進(jìn)行分析，升溫速率10℃/min，溫度范圍0~1000 ℃，結(jié)果如圖3所示。

圖3 空氣狀態(tài)下原礦的熱重與差熱分析

由圖3可知，DTA曲線上在0~400 ℃區(qū)間內(nèi)無明顯的吸放熱峰，119.8 ℃時的吸熱峰為礦石中吸附水的脫除，并伴隨著0.66%的質(zhì)量減少，342.6 ℃的吸熱峰為鎳綠石中結(jié)晶水的脫除反應(yīng)。當(dāng)溫度高于400 ℃時，DTA曲線上存在418.3、477.9及696.7 ℃ 3個明顯的放熱峰，以及442.1 ℃、668.4 ℃兩個明顯的吸熱峰。418 ℃時，磁黃鐵礦(Fe7S8)、黃銅礦(CuFeS2)、鎳黃鐵礦(Ni4.5Fe4.5S8)與氧氣反應(yīng)生成氧化鐵、氧化銅及氧化鎳，并釋放二氧化硫氣體，部分金屬硫化物將與二氧化硫、氧氣反應(yīng)生成金屬硫酸鹽，質(zhì)量增加0.86%。442.1 ℃的吸熱峰溫度與硫單質(zhì)的沸點為444.5 ℃相吻合，這是由于金屬的高價硫化物在一定溫度下分解生成低價金屬硫化物與單質(zhì)硫以及硫單質(zhì)氣化所致。477.9 ℃時，未反應(yīng)完全的鎳黃鐵礦、磁黃鐵礦及黃銅礦繼續(xù)發(fā)生氧化反應(yīng)和硫酸化反應(yīng)。668.4 ℃時，未反應(yīng)的磁黃鐵礦脫硫生成低價態(tài)硫鐵礦[24]，696.7 ℃時，鎳綠泥石發(fā)生相變反應(yīng)[25]。隨著礦石硫酸化反應(yīng)的持續(xù)進(jìn)行，587.6 ℃時體系質(zhì)量增加達(dá)到最大值，為3.0%，之后質(zhì)量一直損失，直到900 ℃達(dá)到平穩(wěn)，與0 ℃相比失重為0.75%。

選取418、442、477、600 ℃ 4個溫度進(jìn)行礦樣的焙燒實驗，電爐升溫速率10 ℃/min，恒溫2 h。將不同焙燒溫度下的熟料進(jìn)行XRD分析，結(jié)果如圖4 所示。

圖4 不同溫度熟料的XRD譜

由圖4可知，原礦經(jīng)418 ℃焙燒，礦石中的磁黃鐵礦(Fe7S8)、黃銅礦(CuFeS2)、鎳黃鐵礦(Ni4.5Fe4.5S8)轉(zhuǎn)化成赤鐵礦、硫酸銅、氧化鎳鐵，反應(yīng)的方程式如式(2)~(8)所示。圖5所示為原礦中金屬硫化物氧化反應(yīng)的標(biāo)準(zhǔn)吉布斯自由能。圖6所示為金屬氧化物硫酸化反應(yīng)的標(biāo)準(zhǔn)吉布斯自由能。由圖5和6的吉布斯自由能與溫度的關(guān)系可知，金屬硫化物氧化生成金屬氧化物以及金屬氧化物硫酸化轉(zhuǎn)換為金屬硫酸鹽的標(biāo)準(zhǔn)吉布斯自由能均小于0，且氧化銅和氧化鎳的硫酸化較氧化鐵容易。在鐵鎳共生礦中，鎳原子鑲嵌在鐵的晶格中[25]，導(dǎo)致氧化過程中部分鎳未轉(zhuǎn)變?yōu)榱蛩徭嚩裳趸囪F。因而氧化銅先于氧化鎳被大量硫酸化，生成硫酸銅。

焙燒溫度升高，熟料的氧化鐵衍射峰更為明顯，硫酸銅、氧化鎳鐵及二氧化硅的衍射峰逐漸被氧化鐵的衍射峰所掩蓋。這是由于原礦中含鐵礦物含量高，全鐵含量約為銅、鎳的20倍。另外，硫酸鐵會480 ℃開始發(fā)生如式(9)的分解反應(yīng)，生成氧化鐵，其硫酸化較氧化銅和氧化鎳?yán)щy，因此，熟料中的主要礦物為氧化鐵。

(3)

(4)

(6)

圖6 金屬氧化物硫酸化反應(yīng)的標(biāo)準(zhǔn)吉布斯自由能

(8)

(9)

2.1.2 光譜分析

由于在XRD譜中未能發(fā)現(xiàn)硫酸鎳特征峰，現(xiàn)采用紫外分光光度儀對濾液進(jìn)行光譜分析，定性的分析濾液的化學(xué)成分。將焙燒熟料水浸后過濾，得到浸出渣及濾液。對濾液進(jìn)行光譜分析。

配制1%(質(zhì)量分?jǐn)?shù))硫酸鎳標(biāo)準(zhǔn)溶液及1%(質(zhì)量分?jǐn)?shù))硫酸銅標(biāo)準(zhǔn)溶液。采用TU-1901型號紫外分光光度儀，分別對1%(質(zhì)量分?jǐn)?shù))硫酸鎳標(biāo)準(zhǔn)溶液、1%(質(zhì)量分?jǐn)?shù))硫酸銅標(biāo)準(zhǔn)溶液和濾液進(jìn)行光譜分析，結(jié)果如圖7所示。

圖7 濾波在不同波長處的吸光度

由圖7可知，硫酸鎳溶液在波長為395 nm處有明顯特征峰，硫酸銅溶液在波長200~300 nm之間有多個特征峰，經(jīng)與硫酸鎳和硫酸銅標(biāo)準(zhǔn)溶液的吸收峰對比，濾液的特征峰能夠很好的和標(biāo)準(zhǔn)溶液特征峰相吻合，這表明原礦在600 ℃焙燒過程中生成了硫酸鎳和硫酸銅。

2.1.3 粒度對浸出率的影響

礦粉的氧化焙燒屬于氣?固反應(yīng)，礦粉的比表面積不同，擴(kuò)散作用對反應(yīng)的影響也不同。采用篩分機(jī)將礦粉粒度分級為62~74 μm、74~80 μm、80~91 μm、91~104 μm、104~124 μm，并對不同粒度下的原料進(jìn)行定量分析，結(jié)果如表3所示。

在焙燒溫度600 ℃、焙燒時間2 h的條件下對不同粒度的礦粉進(jìn)行焙燒，考察粒度對鎳、鐵、銅浸出的影響。焙燒熟料采用水浸出，浸出條件如下：液固比6:1，溫度60 ℃，時間2 h，結(jié)果如圖8所示。

圖8 礦粉粒度對金屬元素浸出率的影響

由圖8可知，礦粉粒度對銅、鎳的浸出影響顯著。礦粉粒度為62~74 μm時，顆粒間接觸緊密，阻礙氧氣、二氧化硫向礦粉內(nèi)部的擴(kuò)散，致使鎳、鐵、銅反應(yīng)程度較低。當(dāng)?shù)V粉粒度為74~80 μm時，銅和鎳的浸出率達(dá)到最大值，分別為92.68%和48.75%，之后隨著礦粉粒度的增加，鎳、銅浸出率均呈現(xiàn)降低趨勢。礦粉粒度增大，比表面積減小，氣?固反應(yīng)界面縮小，導(dǎo)致鎳、銅元素的硫酸化反應(yīng)率降低。礦粉粒度對鐵的浸出率無明顯影響，隨著礦粉粒度的減小，鐵的浸出率均為1%左右，主要原因為在焙燒為600 ℃的條件下，硫酸鐵已發(fā)生式(9)的分解反應(yīng)，生成氧化鐵留在渣中，這有利于濾液中金屬元素的后續(xù)分離。

2.1.4 焙燒溫度對浸出率影響

將粒度為74~80 μm的礦粉在418、442、477、600、700 ℃的條件下焙燒2 h，考察焙燒溫度對鎳、鐵、銅浸出的影響。焙燒熟料水浸出的條件如下：液固比6:1、溫度60 ℃、時間2 h，實驗結(jié)果如圖9所示。

圖9 焙燒溫度金屬元素浸出率的影響

由圖9可知，當(dāng)溫度低于477 ℃時，隨著焙燒溫度的升高，鎳、銅的浸出率均逐漸增大。當(dāng)焙燒溫度為600 ℃時，鎳、銅浸出率均達(dá)到最大值，分別為96.27%、46.25%。焙燒溫度高于600 ℃，銅、鎳浸出率均隨溫度的升高而大幅降低。鐵的浸出率隨著焙燒溫度的升高而降低，418 ℃時最大約為3%。

溫度升高，物質(zhì)的反應(yīng)活性提高，銅、鎳氧化物硫酸化速率提高，時間一定的條件下，銅、鎳的浸出率也隨之提高。但氧化反應(yīng)和金屬氧化物的硫酸化反應(yīng)皆屬于放熱反應(yīng)，當(dāng)焙燒溫度高于600 ℃，不利于向正向進(jìn)行，導(dǎo)致銅、鎳浸出率均有所降低。

2.1.5 焙燒時間的影響

將粒度為74~80 μm的礦粉在600 ℃下焙燒1~4 h，考察焙燒時間對鎳、鐵、銅浸出的影響。焙燒熟料水浸出的條件為：液固比6:1，溫度60 ℃，時間2 h。結(jié)果如圖10所示。

圖10 焙燒時間對金屬元素浸出率的影響

由圖10可知，鐵、銅的浸出率隨焙燒時間的增加變化不明顯，銅的浸出率在焙燒時間為2 h時達(dá)到最高值，96.27%。當(dāng)焙燒時間小于2 h時，鎳的浸出率隨著時間的增加顯著提高，當(dāng)時間為2 h時鎳的浸出率達(dá)到最高值為48.35%，之后隨著時間的延長無明顯變化。隨著焙燒時間的增加，鎳、銅的硫酸化反應(yīng)更充分，浸出率也隨之提高。當(dāng)焙燒時間超過2 h后，因形成化合物氧化鎳鐵，致使嵌在鐵氧化合物晶格中的鎳被包裹起來，阻礙了硫酸化反應(yīng)的進(jìn)行，導(dǎo)致鎳浸出率無明顯變化。

2.2 浸出實驗

2.2.1 浸出溶劑對有價組元提取率的影響

新疆銅鎳氧硫混合礦中有價組元鎳、銅一部分已硫化物形式存在，一部分以氧化物形式存在，硫酸化焙燒后，考慮到仍有部分有價組元仍以氧化物形式存在，而氧化鎳、氧化銅與銨根有很強(qiáng)的絡(luò)合能力，且氨水及銨鹽類浸出劑可循環(huán)利用，故選取水、氨水、銨鹽、以及銨鹽組合作為浸出劑進(jìn)行考慮。將粒度為74~80 μm的礦粉在焙燒溫度600 ℃、焙燒時間2 h的條件下焙燒，焙燒熟料采用不同的溶劑進(jìn)行浸出，考察不同溶劑對鎳、銅、鐵浸出的影響。浸出條件如下：液固比為6:1、溫度為60 ℃、時間為2 h的試驗條件下，結(jié)果如表4所示(表中溶劑含量均為質(zhì)量分?jǐn)?shù))。

表4 不同溶劑條件下銅鐵鎳的浸出率

由表4可知，水作為溶劑進(jìn)行浸出時，Cu、Ni的浸出率均可達(dá)到最大值，鐵的浸出率低于1%。金屬元素在氨水、銨鹽和氨水?銨鹽中浸出機(jī)理為金屬離子與銨根絡(luò)合生成相應(yīng)的絡(luò)合物，從而實現(xiàn)浸出。在本研究中，采用低濃度的氨水浸出時，銅、鎳浸出率均較低，有關(guān)實驗表明[4]，氨水以及氨水?銨鹽體系中銨根離子濃度越高，鎳、銅的浸出率也越高，但考慮到成本因素，故不適宜作為浸出溶劑。采用氯化銨、碳酸銨進(jìn)行浸出時，由于銨根的水解，溶液呈弱酸性，抑制了Ni2+和Cu2+的浸出。綜上所述，本研究中選擇水作為焙燒熟料的浸出溶劑。

2.2.2 液固比的影響

將粒度為74~80 μm的礦粉在600 ℃焙燒2 h，焙燒熟料水浸，考察液固比分別為3:1~7:1時對鎳、鐵、銅浸出的影響。水浸出條件如下：溫度60 ℃，時間2 h，實驗結(jié)果如圖11所示。

由圖11可知，在實驗范圍內(nèi)，液固比對鎳、鐵、銅的浸出率影響較小，隨著液固比增加，鎳、鐵、銅的浸出率均略有提高。由于硫酸銅和硫酸鎳在水中的溶解度都很大，故水量的增加對鎳、鐵、銅浸出率的提高意義不大。

2.2.3 浸出溫度的影響

將粒度為74~80 μm的礦粉在600 ℃下焙燒2 h，焙燒熟料水浸，考察浸出溫度分別為30~70 ℃時對鎳、鐵、銅浸出的影響。水浸出條件如下：液固比6:1，時間為2 h，結(jié)果如圖12所示。

圖11 液固比對鎳鐵銅浸出率的影響

圖12 浸出溫度對鎳鐵銅浸出率的影響

由圖12可知，浸出溫度對銅的浸出率影響不大。鎳的浸出率在30~50 ℃段略有波動，在浸出溫度為60 ℃時達(dá)到最大值，為46.25%，溫度繼續(xù)升高，鎳浸出率降低。鐵的浸出率很低，穩(wěn)定在1%左右。

2.2.4 浸出時間的影響

將粒度為74~80 μm的礦粉在600 ℃下焙燒2 h，焙燒熟料水浸，考察浸出時間分別為1~3 h時對鎳、鐵、銅浸出的影響。水浸出條件如下：液固比6:1，溫度60 ℃，結(jié)果如圖13所示。

由圖13可知，浸出時間對銅的浸出率影響不明顯，穩(wěn)定在96%左右，鎳的浸出率隨著浸出時間由1 h增加到1.5 h時，提高較為明顯，之后延長浸出時間對浸出影響不大。鐵的浸出率很低，在0.8%左右。

圖13 浸出時間對金屬浸出率的影響

3 結(jié)論

1) 銅鎳氧硫混合礦在焙燒過程中金屬硫化物轉(zhuǎn)化成金屬硫酸鹽，但硫酸鐵在溫度較高時不穩(wěn)定，以氧化鐵的形式存在。

2) 礦粉粒度對銅的浸出影響較大，隨礦粉粒度的增大銅浸出率呈先增大后減小趨勢。焙燒溫度對銅、鎳浸出影響顯著，均呈隨焙燒溫度升高而增大。焙燒時間對鎳的浸出影響明顯，隨焙燒時間的增加鎳浸出率先顯著增大后維持不變。銅鎳氧硫混合礦氧化焙燒的適宜條件如下：礦粉粒度74~80 μm，焙燒溫度600 ℃，焙燒時間2 h。

3) 水作為浸出溶劑，對焙燒熟料中銅、鎳、鐵浸出效果較好。液固比對銅、鎳浸出影響不明顯；浸出溫度對影響顯著，隨浸出溫度升高鎳的浸出率呈先不變、顯著增加后降低的趨勢。鎳的浸出受浸出時間的影響較大，隨焙燒時間的增加先升高，后保持穩(wěn)定。焙燒熟料水浸出的適宜條件如下：液固比6:1，浸出溫度60 ℃，浸出時間2 h。

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(編輯 李艷紅)

Transformation of cooper, nickel and iron of oxide-sulfide mixed copper-nickel ore during roasting-leaching process

CUI Fu-hui1, MU Wen-ning2, 3, GU Xing-li1, XU Qian4, ZHAI Yu-chun2, 3

(1. School of Material and Metallurgy, Northeastern University, Shenyang 110819, China;2. School of Resources and Materials, Northeastern University at Qinhuangdao, Qinhuangdao 066004, China;3. Key laboratory of Clean Conversion and Efficient Utilization to Resource in Qinhuangdao, Qinhuangdao 066004, China;4. School of Materials Science and Engineering, Shanghai University, Shanghai 200072, China)

With the resource shortage of nickel sulfide ore, the new process is needed to treat the oxide-sulfide mixed copper-nickel mixed ore. DTA-TG and XRD of ore at different roasting temperatures and thermodynamic analysis were used to reveal the phase transition at the roasting stage. The influences of mineral particle size, roasting temperature and roasting time on the element transformation of copper, nickel and iron were studied at the roasting process of oxide-sulfide mixed copper-nickel ore. The influences of different leaching solvents, liquid-solid ratio, leaching temperature and leaching time on the leaching of copper, nickel and iron were studied during leaching process. The results show that when the particle size of mineral powder is 74?80 μm, the roasting temperature is 600 ℃, roasting time is 2 h, using water as solvent, leaching temperature is 60 ℃, liquid-solid ratio is 6:1 and leaching time is 2 h, the leaching ratios of copper and nickel reach the maximum, 46.25% and 96.27%, respectively.

oxide-sulfide mixed copper-nickel ore; roasting; leaching; transformation

Project (2014CB643405) supported by the Natural Program on Key Basic Research of China; Project (51204036) supported by the National Natural Science Foundation of China; Project (BJ201604) supported by Hebei College Youth Top-notch Talent, China; Project (152304010) supported by Basic Research Expenses of Central University, China

2015-12-15; Accepted date: 2016-12-06

MU Wen-ning; Tel: +86-335-8071038; E-mail: muwn@neuq.edu.cn

10.19476/j.ysxb.1004.0609.2017.07.18

1004-0609(2017)-07-1471-08

TF815

A

國家重點基礎(chǔ)研究發(fā)展計劃資助項目(2014CB643405)；國家自然科學(xué)基金資助項目(51204036)；河北省高等學(xué)校青年拔尖人才項目(BJ201604)；中央高?；究蒲袠I(yè)務(wù)費資助項目(N152304010)

2015-12-15；

2016-12-06

牟文寧，副教授，博士；電話：0335-8071038；E-mail：muwn@neuq.edu.cn