该伊朗氧化金矿项目是鑫海矿装承接的EPCM+O项目，通过探索试验发现传统的氰化工艺效果不好，转而选择重选+浮选工艺对氧化金矿石中的金进行有效回收，并达到了较好的工艺指标。下面是选矿试验的全部流程。
1.1 矿物组成
矿石中金属矿物主要有自然金、黄铁矿、褐铁矿、白铅矿等；非金属矿物有主要有石英、方解石等。矿石矿物组成见表1。
| 金属矿物名称 | 含量 | 非金属矿物名称 | 含量（%） |
| 自然金 | 微量 | 石英 | 83 |
| 黄铁矿 | 微量 | 方解石 | 2 |
| 褐铁矿 | 12 | ||
| 白铅矿 | 1 | ||
| 铅钒 | 2 | ||
| 合计 | 15 | 合计 | 85 |
1.2 矿石化学成分
| 元素 | Au | Ag | Cu | Pb | Zn |
| 含量（%） | 7.05 | 8.79 | 0.029 | 1.31 | 0.025 |
| 元素 | S | TFe | Sb | As | C |
| 总含量（%） | 1.51 | 6.04 | 微量 | 微量 | 1.79 |
| 元素 | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | TiO2 |
| 含量（%） | 71.33 | 6.73 | 0.50 | 0.20 | 0.28 |
原矿多元素分析结果见表2。
注 ：Au、Ag 含量单位为g/t。
由表2 可知，矿石中只有金、铅元素具有回收价值，可综合回收利用，而铜、锌、硫、铁等元素品位较低，不具有回收价值。
1.3 主要矿物堪布特征
(1)黄铁矿：自形- 半自形晶粒状分布石英中，分布不均。
(2)褐铁矿：呈土状、粒状或胶状分布，多为黄铁矿等氧化形成，有的保留黄铁矿晶形，有的呈细脉状分布于裂隙中。
(3)铅钒：呈粒状或粒状集合体与褐铁矿分布在一起，为方铅矿氧化形成。
(4)白铅矿：呈粒状或土状集合体分布，与褐铁矿、铅钒分布在一起，交代铅钒形成。
(5)石英：呈微晶分布于角砾中，呈他形粒状或柱状分布。
(6)方解石：粒状集合体分布角砾间或石英粒间，或呈细脉分布裂隙中，有的与褐铁矿等分布在一起。
(7)自然金：金的赋存状态见表 3。
| 粒径 /mm | 粒级 | 形态 | 赋存状态 |
| 0.035×0.03 | 细粒 | 角粒状 | 褐铁矿包体 |
| 0.01×0.008 | 微粒 | 麦粒状 | 褐铁矿包体 |
| 0.012×0.008 | 细粒 | 麦粒状 | 石英矿包体 |
| 0.015×0.01 | 细粒 | 麦粒状 | 石英矿包体 |
1.4 矿石结构构造
(1)矿石结构为自形- 半自形晶粒状结构、包含结构、假象结构。黄铁矿等金属矿物呈自形 - 半自形晶粒状分布，黄铁矿包含于石英中，褐铁矿交代黄铁矿，铅钒交代方铅矿等。
(2)矿石构造为蜂窝状、细脉状、角砾状构造。矿石中金属硫化物氧化流失淋滤形成众多孔洞，褐铁矿呈细脉状分布裂隙中，矿石中硅质角砾呈棱角状，大小不等，杂乱分布。
1.5 矿石类型
根据矿石的氧化程度，确定矿石为氧化矿石。根据矿石矿物组合和结构构造特征，将矿石自然类型大致划分为褐铁矿化硅质角砾岩、褐铁矿化硅质碎裂岩。根据矿石中有用元素为金，矿石工业类型确定为金矿石。
2.1 原矿单一重选试验
原矿为氧化矿并含有明金，首先采用重选工艺对金进行回收。
原矿重选试验结果见表4。
| 磨矿细度（-0.074mm） | 产品名称 | 产率 /% | 金品位 /（g/t） | 金回收率 /% |
| 41.0 | 重选精矿 | 4.37 | 53.5 | 33.20 |
| 尾矿 | 95.63 | 4.92 | 66.80 | |
| 原矿 | 100.00 | 7.04 | 100.00 | |
| 52.5 | 重选精矿 | 3.89 | 69.6 | 38.39 |
| 尾矿 | 96.11 | 4.52 | 61.61 | |
| 原矿 | 100.00 | 7.05 | 100.00 | |
| 64.0 | 重选精矿 | 3.59 | 79.5 | 40.50 |
| 尾矿 | 96.41 | 4.35 | 59.50 | |
| 原矿 | 100.00 | 7.05 | 100.00 | |
| 75.8 | 重选精矿 | 3.35 | 87.22 | 41.45 |
| 尾矿 | 96.65 | 4.27 | 58.55 | |
| 原矿 | 100.00 | 7.05 | 100.00 | |
| 89.0 | 重选精矿 | 3.26 | 91.65 | 42.37 |
| 尾矿 | 96.74 | 4.2 | 57.63 | |
| 原矿 | 100.00 | 7.05 | 100.00 |
由表4可知，随磨矿细度提高，重选精矿产率降低，金品位升高，金回收率升高;原矿经单一重选作业后，尾矿含金品位4.2g/t 以上，该矿石经单一重选工艺，金取得的回收指标较低。
2.2 原矿浮选试验
由于单一重选工艺不能有效回收金， 采用浮选工艺进行试验。浮选试验采用碳酸钠、硫化钠作为调整剂，丁基黄药、丁基黑药和乙硫氮作为捕收剂，对金进行综合回收。浮选试验结果见表5。
| 产品名称 | 产率 /% | 金品位 /（g/t） | 金回收率 /% |
| 精矿 | 3.02 | 104.71 | 44.88 |
| 中矿1 | 7.68 | 9.09 | 9.92 |
| 中矿2 | 6.58 | 13.54 | 12.66 |
| 中矿3 | 3.81 | 11.93 | 6.44 |
| 尾矿 | 78.91 | 2.33 | 26.10 |
| 原矿 | 100.00 | 7.04 | 100.00 |
由表5可知，原矿磨至-0.074mm90%，经1粗2扫2精可获得产率为3.02%，金品位为104.71g/t，金回收率为44.88% 的金精矿;单一浮选流程尾矿金品位为2.33g/t, 金回收率为26.10%, 该矿石单一浮选工艺金取得回收指标较低。原矿浮选试验所得尾矿再进行重选，试验结果见表6。
| 产品名称 | 产率 /% | 金品位 /（g/t） | 金回收率 /% |
| 精矿 | 0.51 | 189.29 | 41.51 |
| 尾矿 | 99.49 | 1.37 | 58.49 |
| 浮选尾矿 | 100.00 | 2.33 | 100.00 |
由表6可知，浮选尾矿经重选作业可获得作业产率为0.51%，金品位为189.29g/t，金回收率为41.51% 的重选精矿，可见有部分自然金通过浮选工艺未得到有效回收。
2.3 重选+浮选试验
通过对原矿进行重选和浮选工艺的试验结果可以看出，单一重选或单一浮选工艺不能有效回收金，因此进行重选 + 浮选联合选矿工艺试验。原矿磨矿后经重选，重选尾矿进入浮选。浮选尾矿经分级后进行二次磨矿，再进入浮选。
| 产品名称 | 产率 /% | 金品位 /（g/t） | 金回收率 /% |
| 重选精矿 | 3.35 | 87.61 | 41.59 |
| 浮选精矿 1 | 5.25 | 40.68 | 30.28 |
| 浮选精矿 2 | 4.25 | 22.10 | 13.32 |
| 中矿 1 | 8.01 | 2.96 | 3.37 |
| 中矿 2 | 6.28 | 2.36 | 2.10 |
| 尾矿 | 72.86 | 0.90 | 9.34 |
| 尾矿 | 100.00 | 7.05 | 100.00 |
由表7 可知，原矿磨矿后经重选得到了产率为3.35%，金品位为87.61g/t，金回收率为41.59% 的重选精矿；
重选尾矿经浮选可获得产率为5.25%，金品位为40.68g/t，金回收率为30.28%的浮选精矿1；
浮选尾矿经磨矿作业进入浮选流程可获得产率为4.25%，金品位为22.10g/t，金回收率为13.32% 的浮选精矿2；
金总回收率为85.19%，尾矿金品位为0.90g/t。
2.4 试验结论
通过以上探索试验，确定通过原矿重选+ 浮选工艺流程可对金进行有效回收，并在此基础上进行闭路试验。
| 产品名称 | 产率 /% | 金品位 /（g/t） | 金回收率 /% |
| 重选精矿 | 3.59 | 79.40 | 40.41 |
| 浮选精矿 | 5.71 | 56.10 | 45.57 |
| 尾矿 | 90.70 | 1.09 | 14.02 |
| 精矿合计 | 9.30 | 65.09 | 85.98 |
| 原矿 | 100.00 | 7.05 | 100.00 |
由表8 可知，原矿磨矿后经重选、1 次粗选，粗选尾矿进行二段磨矿，经1粗2扫2粗的粗精矿混合后经两次精选，可获得产率为3.59%，金品位为79.4g/t 的重选精矿及产率为5.71%，金品位为56.1g/t 的浮选精矿；综合获得的精矿产率为9.30%，金品位为65.09g/t，金总回收率为85.98%