综述了黄铁矿在选矿过程中有关的电化学行为及工作机理，重点讨论了黄铁矿结构特性、溶液中氧化、金属离子作用和抑制剂对黄铁矿电化学行为的影响；此外，还讨论了磨矿过程中电偶相互作用、研磨介质形状、介质材料和研磨气氛对研磨中黄铁矿电化学行为的影响。其中黄铁矿晶体结构的不同对黄铁矿表面的氧化具有较大影响，从而间接的影响黄铁矿的可浮性，半导体性质对黄铁矿的导电率具有显著的影响；同时适度的氧化有利于黄铁矿的无捕收剂浮选，而强烈的还原电位或氧化电位会抑制黄铁矿的浮选；电位的增加，对铜活化黄铁矿有不利影响，主要原因是电位增加导致活化Cu+的浓度降低，同时黄铁矿表面被铁氧化物覆盖阻碍了铜离子的吸附。抑制剂的加入可以直接参与捕收剂与黄铁矿之间的氧化还原反应，从而抑制黄铁矿的浮选；同时磨矿介质及气氛条件的不同也会影响黄铁矿电化学行为

经ESCA谱图解析分析,证明了BET在煤表面的吸附,并随BET的用量增加而增加.BET在黄铁矿表面基本不吸附;煤系黄铁矿与矿系黄铁矿最大的区别在于碳谱,煤系黄铁矿的峰强度明显大于矿系黄铁矿的.矿系黄铁矿碳主要以杂质碳形式存在,且其表面含量在30%左右.煤系黄铁矿在化学计量组成中含有碳的矿物,其表面的含碳量均大于40%.高碳质含量对于煤系黄铁矿的浮选行为起了十分重要的作用;以石灰为黄铁矿的抑制剂,经超声强化后,黄铁矿表面钙的吸附量增加的更大,钙元素含量由0.95%增加到2.95%.证明了超声波强化煤炭脱硫降灰作用,是促进Ca（OH）2在黄铁矿表面的吸附,达到进一步抑制黄铁矿的目的

进行了组合抑制剂CCSL分离方铅矿、闪锌矿与磁黄铁矿的浮选研究.单矿物浮选实验结果表明,浮选过程添加该组合抑制剂时,磁黄铁矿基本不浮,而方铅矿与闪锌矿的可浮性很好.方铅矿与磁黄铁矿混合矿浮选实验结果表明,添加该组合抑制剂时,方铅矿的浮选回收率可达90%以上,而磁黄铁矿基本不浮,从而很好地实现两种矿物的分离;闪锌矿与磁黄铁矿混合矿浮选实验结果表明,添加该抑制剂时也能实现两种矿物的分离,但分离效果不及方铅矿与磁黄铁矿.X射线光电子能谱、红外光谱、Zeta电位测试表明,CCSL处理后的磁黄铁矿表面的醋酸根吸附不是单纯的物理吸附.紫外吸收光谱扫描结果表明,CCSL中的醋酸根并没有阻碍磁黄铁矿表面双黄药的生成,磁黄铁矿可浮性下降仅仅是由于醋酸根对其造成的亲水性大于双黄药造成的疏水性.CCSL中的醋酸根既与磁黄铁矿中的Fe3+发生亲合,又与水中的H+形成氢键,最终增强了磁黄铁矿的亲水性;而醋酸根对方铅矿和闪锌矿基本没有影响,这是组合抑制剂CCSL能够分离方铅矿、闪锌矿与磁黄铁矿的原因

针对紫金山铜矿堆浸过程中,在辉铜矿和铜蓝等有用矿物浸出的同时,有黄铁矿被大量浸出,造成浸出液中Fe3+浓度过高的现状,研究了细菌浸出黄铁矿的氧化行为和机理,重点考察了Fe3+的化学氧化以及细菌浸出黄铁矿过程的影响因素.研究结果表明,在有菌条件下,pH值为1.6时,混合矿浸出初期,黄铁矿的浸出率仅为5%~8%;随着浸出时间的增加,氧化还原电位升高,浸出15d后,氧化还原电位上升到500mV以上时,黄铁矿的浸出率可达25%.说明氧化还原电位是细菌浸出黄铁矿过程的重要影响因素.机理研究表明,细菌浸出黄铁矿是以间接反应为主,细菌在黄铁矿表面的吸附对黄铁矿的浸出具有协同作用

针对镍黄铁矿和蛇纹石浮选难分离,提出采用磁罩盖法进行磁分离.结果表明,控制一定的矿浆物化条件,随着磁种磁铁矿的添加,镍黄铁矿的磁选回收率随之升高,而蛇纹石的回收率基本保持很低,可实现两者的良好分离.人工混合矿分离结果表明,磁种质量分数为5%时,获得的精矿Ni品位为19.89%,回收率为92.46%,MgO质量分数为4.72%;X射线衍射和扫描电镜分析结果显示磁铁矿在镍黄铁矿表面产生了罩盖,在蛇纹石表面未产生明显的罩盖;Zeta电位测试和DLVO理论计算结果表明,添加六偏磷酸钠后,蛇纹石表面电性由正变负,而对镍黄铁矿和磁铁矿表面电性未产生显著影响,从而使磁铁矿与蛇纹石间的相互作用变为排斥,而与镍黄铁矿之间仍为吸引,因而磁铁矿选择性罩盖在镍黄铁矿表面,增强其磁性,实现与蛇纹石的磁分离

太白金矿的矿化共经历了4个成矿阶段，其中黄铁矿-含铁白云石阶段是最重要的金矿化阶段．黄铁矿为主要载金矿物．黄铁矿中铂的含量与Au+Ag含量呈负相关，金矿物主要以微米级的自然金产于Ⅱ，Ⅳ阶段的黄铁矿中，成色879～965，金的成色总体上向深部直升高的趋势．自然金中铂含量与金的成色呈负相关．黄铁矿中有高的Pt含量和Te含量．黄铁矿具有混合导型特点，δ34S值为6.5×10-3～11．6×10-3．

采用摇瓶实验,以氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans,At.f)浸出黄铁矿-黄铜矿,重点研究了基础培养基、矿物配比和粒度组成等因素的影响.黄铁矿能促进黄铜矿的微生物浸出,以采用无Fe 9K培养基效果较好,它对应铜浸出率是9K培养基的1.68倍;采用宽粒级矿物时铜浸出效果较好,且铜浸出率与黄铁矿和黄铜矿的质量比有关,当质量比为2:2时铜浸出率最高可达45.58%;黄铁矿含量大小是影响铜浸出率高低的实质,当质量比小于等于5:2时以At.f菌的氧化作用为主,当质量比为10:2时以硫化矿间的原电池效应为主.浸渣的X射线衍射分析表明,采用无Fe 9K培养基时浸渣中生成的钝化物黄钾铁矾较少,故黄铁矿可以很好地替代9K培养基中的FeSO4,并能与黄铜矿形成原电池效应,从而促进铜的浸出

通过载金矿物黄铁矿热电性研究,得出本区黄铁矿以P型和N-P型导电为主.P型含量高及高的热电系数绝对值指示有利于金矿化,并由此推测可能的有利成矿部位.双王成矿带从西向东,其N型出现率从高到低,反映了从西向东矿体的剥蚀率从大到小,根据黄铁矿热电系数计算得出的热场分布与石准立等(1989)利用含铁白云石中包体均一法测温所得出的温度场相同,对黄铁矿热电性与赋矿围岩之间对应关系及可能原因也进行了讨论

利用扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)和硫的K边X射线吸收近边结构光谱(XANES)等分析手段研究了中度嗜热菌(Sulfobacillus thermosulfidooxidans)浸出黄铁矿过程及矿物表面硫的化学形态.结果表明:中度嗜热菌明显促进了黄铁矿的溶出,24 d浸出液中总铁的质量浓度达到5.3 g·L-1.经24 d细菌处理后,矿物表面形貌变化明显,出现良好结晶状态的晶体.浸出过程中累积在黄铁矿表面的主要成分是黄钾铁矾.矿物表面硫的形态组分主要为黄铁矿和黄钾铁矾,其质量分数分别为34.8%和65.2%

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出