江西理工大学届本科生毕业论文提高选金回收率1.docx
《江西理工大学届本科生毕业论文提高选金回收率1.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《江西理工大学届本科生毕业论文提高选金回收率1.docx（45页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
江西理工大学届本科生毕业论文提高选金回收率1
目录
摘要
第一章综述1
1.1黄金及金矿资源现状1
1.1.1黄金理化性质1
1.1.2金矿资源现状1
1.2金矿的选矿现状与进展3
1.2.1黄铁矿型伴生金的选矿3
1.2.2难选金矿石最新研究进展5
1.3矿石性质与生产现状7
1.3.1原矿多元素分析7
1.3.2原矿矿物组成7
1.3.3主要矿物嵌布特征9
1.3.4矿石类型、结构及构造10
1.3.5金矿物组成及嵌布特性12
第二章试样及试验方法14
2.1试样采取14
2.2试样准备14
2.3试验方法15
第三章实验室试验17
3.1磨矿细度试验17
3.1.1磨矿时间与磨矿细度17
3.1.2磨矿细度试验17
3.2单一浮选试验19
3.2.1矿物可浮性试验19
3.2.2Na2CO3用量试验20
3.2.3捕收剂试验21
3.2.4起泡剂试验24
3.2.5开路与闭路试验25
3.3浮选尾矿氰化试验31
3.3.1浮选尾矿筛析分析31
3.3.2尾矿氰化浸出试验32
3.4原矿氰化浸出工艺试验研究34
3.4.1磨矿细度条件试验34
3.4.2石灰用量条件试验35
3.4.3氰化钠用量条件试验36
3.4.4浸出时间条件试验37
3.5小结38
第四章工业试验40
4.1工业试验流程、设备及参数40
4.2工业试验调试40
4.2.1磨矿细度试验40
4.2.2药剂制度试验41
4.2.3流程结构42
4.3工业试验稳定运转42
4.4小结42
第六章结论45
参考文献46
摘要
本文通过对某金矿金矿石进行系统的矿石性质研究，得出该矿石嵌布粒度非常细，但有害杂质比较少，属于低砷低碳微细粒浸染型低品位难选金矿。
进而进行了原矿单一浮选、浮选尾矿氰化、原矿全泥氰化浸出研究，在试验的基础上选择了最优的工艺流程，即浮选+尾矿氰化，并确定了最优的工业生产条件，使金回收率由原来的87%提高至94.61%。
实验室试验主要进行了磨矿细度和药剂制度试验。
捕收剂试验证明，使用混合捕收剂要比单一捕收剂效果好，对不同捕收剂按不同比例混合，其显示的协同作用要比简单叠加效果显著。
原矿单一浮选最佳工艺条件为：
磨矿细度92%-0.074mm、Na2CO31800g/t、CuSO470g/t、捕收剂100g/t、2#油45g/t、获得了金品位为53.28g/t,回收率90.05%的浮选指标；浮选尾矿氰化最佳工艺条件：
石灰10kg/t、疏松剂50g/t、氰化钠340g/t、浸出周期30天，获得金作业回收率为52.73%的浸出指标，折原矿浮选回收率为5.59%；原矿全泥氰化浸出最佳工艺条件为：
磨矿细度93.96%-0.074mm、液固比2:
1、浸出时间24h，CaO8kg/t、NaCN0.8kg/t、活性炭16g/L，获得了浸出率为82.05%的指标，折合原矿浮选回收率为93.77%。
实验室试验结果表明，单一浮选和浮尾氰化指标均比全泥氰化低，浮选+浮尾氰化的流程总回收率为95.64%，要比全泥氰化回收率93.77%高出1.87%，因此最终工艺流程确定为浮选+尾矿氰化，可获得回收率95.64%的指标。
工业试验最终生产条件为：
磨矿细度91.22%-0.074mm，Na2CO31800g/t、CuSO460g/t、捕收剂95g/t、2#油40g/t、石灰10kg/t、NaCN340g/t,疏松剂40g/t、获得了品位52.73g/t的金精矿，回收率89.53%的浮选指；浮尾堆浸金作业回收率51.61%，折合原矿回收率5.08%，因此最终得到了金总回收率为94.61%的良好指标。
关键词：
金，浮选，尾矿堆浸，组合用药，协同作用
第一章综述
1.1黄金及金矿资源现状
1.1.1黄金理化性质
黄金又称“金”，其化学符号为Au，原子序数为79，原子量为197，已知同位素有22个，质量数为183-204。
金的熔点为1063°C，沸点为2808°C。
金的密度较大，在20°C时为19.32g/cm3。
金的柔软性好，易锻造和延展。
现在的技术可把黄金碾成0.00001mm厚的薄膜；把黄金拉成细丝，一克黄金可拉成3.5km长、直径为0.0043mm的细丝。
黄金的硬度较低，矿物硬度为3.7，24K金首饰的硬度仅为2.5。
黄金具有良好的导电性和导热性。
金是抗磁体，但含锰的金磁化率却很高，含大量的铁、镍、钴的金是强磁体。
金反射性能在红外线区域内，具有高反射率、低辐射率的性能。
金中含有其它元素的合金能改变波长，即改变颜色。
金有再结晶温度低的特点。
金具有极佳的抗化学腐蚀和抗变色性能力。
金的化学稳定性极高，在碱及各种酸中都极稳定，在空气中不被氧化，也不变色。
金在氢、氧、氮中明显地显示出不溶性。
氧不影响它的高温特性，在1000℃高温下不熔化、不氧化、不变色、不损耗，这是金与其他所有金属最显著的不同。
金能溶解在王水（王水为盐酸和硝酸的3:
1的混合剂）、盐酸和铬酸的混合液以及硫酸和高锰酸的混合液中，并且也能溶解于氰化物盐类的溶液中。
金的化合物易被还原为金属。
高温下的氢电位序列在金之前的金属以及过氧化氢、二氯化锡、硫酸铁、二氧化锰等都可作还原剂。
还原金能力最强的金属是镁、锌、铁和铝，同时，还可以采用一些有机质来还原金，如甲酸和草酸等。
1.1.2金矿资源现状
金是国家重要的战略资源与战略储备，也是人类最早发现和开发利用的金属之一。
黄金在不同的历史时期扮演了不同的角色，在未有纸币之前在一定时期内被铸造成货币进行使用，现在黄金的一大职能是作为国家储备，象征着一个国家的财富；黄金也被应用于工业、航天、医疗等各领域；在金融危机之后，全球通货膨胀预期加强的背景下，黄金被作为一个最重要的投资保值工具，近一两年来媒体不断报道国内经常会出现某个金店排队购买金制品、金店卖断货的情形；随着人们生活水平的不断提高，对金作为装饰的需求也在不断加大。
但是资源毕竟是有限的，由于过去的开采利用手段比较落后，世界上90%的黄金产量是在近500年生产的，而在上世纪80年代以来，开采加工水平承飞跃式发展，其中25%就是在80年代后生产的，因此易采、易选的金矿石变得越来越少，而难选矿也越来越得到人们的重视，也成为黄金生产的主要部分。
截止2006年全球已经开采出的黄金大约有13.74万吨，每年大约以2%的速度增加。
目前黄金年供应量在4500吨左右，每年新产出的黄金占年流动量的62%以上。
金矿资源在世界上分布的很不均衡，有80多个国家生产金，有38个国家的储量大于50t,其中储量50～500t的有27个、500～1000t的有4个、1000t以上的有7个，这7个金矿资源大国分别为南非、俄罗斯、美国、巴西、加拿大、中国和澳大利亚[1]。
2008年已查明的地质资源总量约9万t，其中南非40%，澳大利亚6.7%，中国4.6%，美国4%[2]。
我国金矿资源比较丰富，根据地质成矿条件，预测潜在储量15000t，现已发现金矿床（点）7148处，已探明的有1265处。
我国金矿资源有以下特点：
（1）金矿床分布面广，金矿资源分布面广，除上海外，其他省市均有金矿床的存在，但大型超大型矿床少；
（2）大型矿床和露天矿床少，中小型矿床多。
截止1989年，在我国的1323处金矿产地中，大型矿床占6%，中型矿床占12%，小型矿床占80.4%，占绝大多数，其中超过50t以上的大型、超大型矿床仅占1.6%；
（3）金矿床中黄金多与其他组分共生伴生。
在我国黄金生产中伴生金所占比例非常大，据1988年全国储量平衡表统计分析，我国岩金占45%、砂金占14%，伴生金占41%。
（4）金矿床的品位多为中等。
岩金矿床品位一般为5×10-6～12×10-6g/t,平均为8.75×10-6g/t；砂金矿床品位一般为0.2×10-6～0.4×10-6g/t；大型金矿床主要为中低品位，中小型矿床品位相对较高，变化较大。
（5）资源量不足。
我国探明黄金储量为1254t，国家计划委员会、科学技术委员会、地质矿产部会同各有关生产部门1987年和全国地质资料局1989年对金矿保证程度做过分析表明：
资源严重不足，属于紧缺矿种。
目前，我国金矿已经探明储量的90%以上已经被利用，危机矿山增多，急需补充后备资源[3]。
新疆黄金资源分布较广，从南疆到北疆，遍及阿勒泰山、天山、昆仑山、阿尔金山及各山系的山前地带。
据新疆黄金管理局资料显示，截至2010年底，新疆黄金保有储量达170吨。
新疆黄金矿床类型多，矿石种类多，目前已经开发的类型还是以岩金为主。
根据成矿规律、控矿因素、含矿围岩、工业采用、生产工艺等因素，可分为石英脉型金矿、破碎带蚀变岩型金矿、伴生金矿、火山-次火山岩型金矿、砂金矿。
根据新疆各选冶厂所处理矿石种类提取工艺，可划分为石英脉矿石、含硫石英脉矿石、含砷锑硫难选矿石、含碳质的金矿石、地表氧化矿石、蚀变岩矿石[4]。
我国目前探明的700t的高砷、高硫矿缺乏有效的处理方法而成为无法利用的“呆矿”[5]，随着易选金矿资源的日益枯竭，矿石品位不断下降，矿石组分越来越复杂，特别是如何从含高砷碳等的黄铁矿型伴生金中有效而经济的回收金，研究这类金资源的新技术就成为我国选矿工作者的主要研究方向之一。
在一些黄金生产大国，很早就开始注重对一些低品位、难选冶矿石的开发利用。
从矿床发现数量与矿床平均品位来看，总体趋势是随着时间变化，所发现的矿床的平均品位逐渐降低，发现矿床的数量大幅增加。
尤其是20世纪90年代以来，小于1.0×10-6由20世纪50年的一个增加至11个，占所发现矿床总数的39.28%，大于1.0×10-6的矿床数达到67.85%[7]。
鉴于我国金矿资源的现状，我国金矿保有储量尚难以满足黄金生产持续稳定发展的需要，迅速改变我国金矿资源面貌有一定难度，难选冶金矿仍占相当大的规模[8]。
因此，随着地质工作程度的逐步提高，地表矿，易识别矿找矿难度的逐步增加，低品位难选冶矿石是摆在选矿工作者面前的一大问题。
1.2金矿的选矿现状与进展
1.2.1黄铁矿型伴生金的选矿
目前，生产实践中回收黄铁矿型伴生金资源，主要有重选法、混汞法、浮选法、氰化法以及一些非氰技术。
重选法适合嵌布粒度比较粗的矿床，比如在砂金选别中重选法是应用最广泛的。
砂金矿的选矿原则主要是首先用重选的方法最大限度的从原矿砂中回收金及伴生的各种重矿物，再进一步用其他方法进行分离，并综合回收有用矿物，砂金选别一般分为破碎筛分、脱泥、选别等过程。
重选法主要有跳汰选金、溜槽选金、摇床选金、圆筒选矿机选金、螺旋选矿机选金、圆锥选矿机选金、短锥水力旋流器选金、选金离心盘（盆）、复合力场离心选矿机选金、多层圆盘重选机等选矿设备。
在我国砂金生产上，鼓动溜槽和各种洗矿机组的投入以及圆型与矩形跳汰机、离心选矿机的研制成功，锯齿波、小型梯形跳汰机、STG-20型砂金洗选机组和涡流淘金机等设备的问世，迅速缩短了我国与国外在重选技术设备上的距离[1],[9]。
浮选法被广泛的用来处理含硫化物高的金银矿，可以把金银最大限度的富集到硫化矿精矿中，从而降低冶炼成本，也为一些不易氰化的矿石作预处理。
目前主要采用以下几种方法，混合浮选所有含金矿物、磨矿回路中应用单槽浮选机、冲积砂矿采用重选-浮选流程、无捕收剂浮选、用选择性高的捕收剂从硫化铁矿石或贱金属矿石中浮选自然金、强化浮选金矿石氰化后剩下的其他含金矿物、在酸性回路中浮选自然金、浮选获得铜金混合精矿、泥砂分选等。
对金矿石来说，实现“多碎少磨”提高效率，降低成本。
而浮选法通常与其他方法联合使用，以获得最佳效果，其方法主要有以下几种：
（1）单一浮选法；
（2）重选-浮选法；（3）混汞-浮选法；（4）浮选-浸出或浮选-预处理-浸出法；（5）多种复杂联合流程[10]。
氰化物能够选择性地溶解金，和金形成络合物阴离子Au（CN）2-,氰化法经过几十年的发展，以其工艺成熟，金提取率高，对矿石的适应性强目前是含金黄铁矿选别的主要方式，其种类非常多，有含氰的堆浸法、碳浆法、碳浸法等及非氰化的硫脲法、硫代硫酸盐法等[11,12]。
堆浸是把矿石破碎到适当粒度，堆置在不渗透的底垫上，将氰化物溶液喷洒在矿堆表面，使矿粒中的金被氰化物溶解，得到含金氰化液，流入贵液池，再用活性炭吸附，经过解吸获得合质金。
堆浸技术发展非常快主要是因为其成本低，经济效益好、技术成熟。
实践证明，堆浸提金比其他常规提金方法，尤其是在处理低品位金矿时优势更加明显，投资成本低、建设周期短、辅助设施少、能源及材料消耗低，故其成本较低[14～17]。
并且作者现在所在的矿山就是国内较早进行堆浸制粒的矿山[18]，矿山原是一县属企业，地表氧化矿资源枯竭，现已转入地下开采，生产分为两部分，一部分仍采用堆浸工艺处理剥离矿及原堆浸尾渣，目前入堆品位0.5g/t；主体是采用浮选工艺处理硫化矿。
目前国内最大的福建紫金山金矿堆浸厂入堆品位已经降至0.2～0.3g/t。
由于价格的不断走高、资源量的瓶颈及环境安全方面的要求，在90年代国内就开始对浮选尾砂不经制粒直接堆浸的研究，但是对于过细的颗粒还是需要进行预处理，在渗透性和处理浮选药剂两方面存在技术难点[19]。
经过几十年的发展，现在堆浸用在浮选尾矿再次提取金方面非常广泛，尤其是化学疏松法的成功，解决了制粒的高成本问题[20]。
另外，国外在氰化处理尾矿方面也有很多范例，在南非估计有34亿吨含金品位在0.2～2g/t的金矿尾砂，每年约产出8千万吨的尾矿，19个浮选厂中有12个处理尾矿，其中6个处理回收堆存的尾矿，6个处理目前生产中产出的尾矿[21]。
自1973年美国霍姆斯特科黄金矿业公司建立世界上第一个炭浆厂以来，在国内外炭浆厂更是遍地开花，目前已经非常普遍。
炭浆法的工艺过程，一般包括：
磨矿、氰化浸出、预处理、活性炭吸附、炭浆分离、载金炭解吸、电解沉积金和脱金炭的再生。
在炭浆法中有机械搅拌浸出和渗滤浸出，但是由于浸出时间长，设备占地面积大，金的浸出率较低，对含矿泥高的物料要进行预先分级，因此目前主要应用在小型金矿。
在炭浸法中，氰化浸出与活性炭吸附合二为一，其他步骤大体相同。
例如阿罗维尔有限公司利用移动式炭浆厂来处理尾矿，南非的三姊妹矿等都是使用炭浆法处理尾矿[22]。
氰化堆浸因其特点应用推广的十分广泛，但因氰化物有剧毒，对环境生态有一定的污染，目前正在研究由氰化向无氰方向发展，但大多都停留在实验室阶段，还未形成工业化生产，例如硫脲法、硫代硫酸盐法、氯化法等。
近年来国内外对硫脲法提金热情很高，较为普遍的认为与氰化相比，硫脲法具有减轻环境污染，加快溶金速度，降低铜锌砷锑干扰程度，工艺流程短，投资省，操作简单，但也存在药剂消耗高，设备费用多等一系列问题还有待解决。
目前发表的硫代硫酸盐提金工艺的结果，都是从实验室和半工业研究中得到的，硫代硫酸盐提金工艺是一个从难处理金矿中提取贵金属的好方法，由于贵金属的硫酸盐配合物不能被活性炭吸附，因此用以直接处理碳质矿石是有可能的。
水溶氯化法适于处理简单的含金物料、含碳矿物、经酸洗过的含金矿石、锑渣、含砷精矿或矿石等，其优点是金浸出率较高，比氰化物便宜，其缺点是许多杂质容易同时溶解而消耗药剂，并给后续提金过程带来困难。
湖北省地质试验研究所通过水氯化法处理低品位金矿石，与以往水氯化方法不同的是在酸性介质中加入NaCl与强氧化剂KMnO4，慢慢产生的新生态氯与金结合生成络合物，具有一定的推广价值[23]。
此外还有丙二腈法（有机腈法）、多硫化物法、含溴溶液浸出法、细菌浸出法、海水提金、石硫合剂法等[24]，目前这些无氰法提金的方向非常好，但都还存在着需要解决的问题，因此没有大面积的广泛应用，混汞法也是最古老的一种无氰提金方法，但是因为汞的毒性及环保方面的要求，我国已经明令禁止采用混汞法提金了。
1.2.2难选金矿石最新研究进展
含金的硫化物构成了目前遇到的大部分难处理硫化铁矿石中包括各种形式的黄铁矿和砷黄铁矿。
随着易处理金矿的不断开采，高品位易处理金矿床资源日趋枯竭，难处理金矿已成为金矿的重要新资源。
目前在我国内陆地区，易选别的金矿床已经基本告竭，而探明的品位高、易选的部分矿床集中在西藏、青海等高海拔地区，自然环境非常恶劣。
现已探明全世界至少有三分之一的金资源属于难选矿，而集中在我国西南、西北和东北等大量难处理矿占我国全部地质金资源量的30%左右。
因此如何有效可持续的开发利用难处理金矿石已经成为金矿石提取的重要课题，也是我国黄金工业生产需要解决的技术难题之一。
许多研究人员将难选冶的原因归纳为三类，即工艺矿物学方面的、化学方面的和电化学方面。
难处理金矿资源分两类：
易选难冶型和难选难冶型[25]。
对于难处理金矿石也有很多研究，目前对于难选矿石主要是积极探索各种难选金矿石的处理工艺，对这些难处理矿进行预处理，主要有常规氧化焙烧、热压（加压）浸出、生物氧化法、化学氧化法，所谓预处理其核心是破坏金矿石中包裹金的主矿物，特别是毒砂和黄铁矿，从而释放包裹金再进一步处理[26]。
氧化焙烧是处理难选金矿的传统技术，氧化焙烧-氰化浸出工艺是处理难浸含金硫化矿普遍应用的方法，经氧化焙烧，含金硫化物被氧化成多孔的焙砂，金充分暴露，为氰化液提供孔隙，有利于浸出。
氧化焙烧法适应性强、操作维护简单、技术成熟，但由于焙烧过程中会放出SO2—AS2O3等有毒气体，对环境污染较严重，但随着两段焙烧、循环沸腾焙烧、富氧焙烧、固体焙烧、闪速焙烧、微波焙烧等焙烧新工艺的出现，在一定程度上减少了环境污染，提高了金的回收率，再加上近年来硫酸市场价格的上扬也使得焙烧成为难处理金矿石优先考虑方案之一[28]。
热压氧化在拉美国家被认为是最有效的预处理工艺，其中分为酸性热压氧化和碱性热压氧化两种。
碱性热压氧化适用于碳酸盐含量高、硫化物含量低（<20%）的难处理金矿石，而酸性热压氧化是在高温高压条件下，黄铁矿、毒砂等硫化物在酸性介质中与氧发生一系列反应，使矿物结构发生变化，使包裹金暴露出来，以利于浸金[29]。
对于碱性氧化有比较多的研究，例如利用超细磨塔式磨浸机将经超细磨处理后的难浸含金物料在强化碱浸搅拌槽中进行预氧化处理，在常温常压下实现了包裹金的砷硫矿物在高温高压下才能发生的氧化反应[30-31]。
国内热压氧化技术研究始于“九五”科技攻关，金翅岭金矿曾建设了酸性体系的热压氧化提金工艺厂。
该厂于2002年6月投产，采用的是热压催化氧化预处理-氰化提金工艺（COAL法）。
紫金矿业集团股份有限公司的矿冶设计研究院也开展了1t/d规模的热压氧化预处理工艺的试验，并且于2003年开始在吉林延边州建设一座200t/d规模的生产厂，处理该地区的含铜金精矿。
从工艺的应用来看，酸性热压氧化工艺将会在高品位、多金属难处理金精矿的处理上取得突破，但其核心设备的材质，工艺操作的技术条件，建设规模和基建投资将会使推广应用受到很大限制[32]。
生物氧化工艺是利用氧化亚铁硫杆菌等微生物在酸性条件下，将包裹金的黄铁矿、毒砂等组分氧化分解成硫酸盐、碱式硫酸盐或砷酸盐，从而使金裸露，为浸出创造有利条件。
生物氧化预处理工艺在国内外近年来研究最多、发展最快，并已开始向工业化转化。
化学氧化法是在矿浆体系中添加强碱性或强酸性氧化剂，通过控制一定的温度，使得氧化反应得以进行。
从而使金暴露解离，已达到浸出金的目的。
主要有硝酸氧化法：
硝酸氧化法有两种工艺，Redox和Nitrox法。
电化学氧化法：
电化学氧化法是利用电极反应氧化黄铁矿或砷黄铁矿，使矿物生成砷酸铁和硫酸铁从而解离金。
1.3矿石性质与生产现状
1.3.1原矿多元素分析
原矿多元素分析结果见表1-1。
1.3.2原矿矿物组成
岩矿鉴定、重砂鉴定、X射线分析及光谱分析结果表明，原矿主要由以下二类矿物组成：
（1）金属矿物：
主要为黄铁矿、黄铜矿（见照片一）、磁黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿、方铅矿、闪锌矿、白铁矿、辉钼矿、钛铁矿和金红石（见照片二），其次为少量自然金、锑金矿及锑金银矿（见照片三）。
（2）脉石矿物：
主要为石英、绢云母和绿泥石（见照片四），其次为斜长石、角闪石、黑云母及碳酸盐类矿物。
1-1原矿多元素分析结果
元素
SiO2
Fe
AL2O3
CaO
MgO
TiO2
P2O5
K2O
含量（％）
70.92
4.72
10.75
1.41
2.61
0.76
0.16
1.53
元素
Na2O
S
C
Au（g/t）
Ag（g/t）
Cu
Pb
Zn
含量（％）
1.83
0.23
0.23
3.26
2.8
0.01
0.01
0.01
元素
Mn
As
灼失量
合计
含量（％）
0.08
0.004
3.00
99.454
照片一黄铁矿和黄铜矿显微照片
照片二金红石显微照片
照片三石英碲银金矿显微照片
照片四绿泥石、绿帘石显微照片
1.3.3主要矿物嵌布特征
原矿中主要矿物嵌布特征如下：
黄铁矿：
是整个矿床矿石中最主要金属矿物，也是最主要载金矿物。
黄铁矿与金矿化关系十分密切。
在蚀变岩型和蚀变闪长岩脉型矿石中，黄铁矿多呈浸染状分布，少量呈细脉状分布，含量为0.5%～5.0%，个别可达10%。
含金石英脉中，黄铁矿含量相对少些，但局部也可聚集成团，粒度较粗。
矿体中黄铁矿主要有以下三种类型：
（1）变斑晶状黄铁矿：
分布于变砂岩和千枚岩中，含量较少。
多呈立方体单晶，粒度粗大（0.1～2.0mm），少量呈变斑晶状，常有脉石矿物包裹物，为区域变质成因，含金性差。
（2）浸染状黄铁矿：
分布于蚀变岩中，呈自形—半自形晶，粒度为0.1～0.5mm，多与石英、绿泥石、黑云母共生，分布较均匀。
为早期蚀变矿化阶段产物，含一定量金，可形成金矿化体。
（3）聚晶状黄铁矿：
分布于石英脉和蚀变闪长岩中，呈聚晶状分布，颗粒较粗大，有时可达3～5mm，常见破碎，沿裂隙有其它硫化物及金矿物充填。
含这种黄铁矿的石英脉、闪长岩多穿插于蚀变岩中，应为主期矿化阶段产物。
这种黄铁矿含金性最好，是最直接的找矿指示矿物。
褐铁矿：
为表生矿物，呈细脉状充填裂隙或交代黄铁矿等硫化物生成。
嵌布粒度多介于0.03～0.80mm之间，个别可达2～3mm，主要为胶状针铁矿。
因表生淋滤，常呈骨架状构造。
黄铜矿：
含量很低，但常见。
呈它形晶粒状或细脉浸染状充填于黄铁矿或石英裂隙中，有时交代黄铁矿和磁黄铁矿。
常与锑金矿、方铅矿、闪锌矿连生，形成较晚，嵌布粒度多介于0.02～0.08mm之间。
磁黄铁矿：
较少见，呈它形粒状，有的已蚀变为细小黄铁矿和白铁矿集合体。
方铅矿、闪锌矿：
含量均较低，常伴生在一起，并与黄铜矿、金矿物连生。
闪锌矿较透明，内反射明显，反映含铁低。
磁铁矿：
含量较低，多呈自形、它形粒状，嵌布粒度约为0.03mm。
磁铁矿有时呈残粒状包裹于黄铁矿中，说明其生成早于黄铁矿。
从其分布特征看，矿体中磁铁矿不是原岩石中副矿物，而是早期热液活动产物。
钛铁矿、金红石：
钛铁矿呈粒状、片状晶形、不透明、非均质性。
金红石常交代钛铁矿，呈透明状，两种矿物均不与热液期矿物共生，应为变质期产物。
另外石英脉中也有极少量金红石，呈不均匀分布，为早期热液蚀变矿化阶段产物。
石英：
矿体中最主要脉石矿物，与金关系密切，自然金或含金锑化物常分布于石英裂隙、粒间或亚颗粒中。
石英受力而呈波状消光。
石英呈二种形式产出：
一种为脉状；另一种为硅化交代作用形成的云雾状石英，二者均伴有金矿化产生。
其它蚀变脉石矿物还有绿泥石、绢云母、黑云母，钠长石等。
1.3.4矿
升级会员 