HAuCl4 H＋AuCl4
＋
NaAuCl4 Na＋＋AuCl4
AuCl4 Au3＋＋4Cl－
生成的AuCl4－被阴离子交换树脂所吸附。过程中离解生成的Au3＋，有极少量沉积于阴极板上成阴极泥。
向电解槽中加入盐酸，除为了在电解过程中能析出一部分氯外，主要是用来防止氯化钠离解生成的氯被碱或水吸收而损耗活性氯。
鉴于阴极隔膜易被细粒矿泥堵塞，此法采用无隔膜搅拌电解槽。电解槽为圆筒形钢板槽，槽体兼作阴极（φ900mm×1000mm）。搅拌桨φ300mm，转速374r∕min。阳极用250×700mm的石墨板，每槽5块，沿电解槽圆周固定于搅拌桨与槽壁之间，极间距200mm。作业条件为：矿石粒度71.92%－0.074mm（200目），矿浆浓度22.25%，面积电流285A∕m2（电流浓度0.65A∕L），槽电压13V，液温50℃。按原料配入氯化钠30kg∕t，盐酸20kg／t制成的矿浆，pH为2。再加入－16～＋50目的717型湿树脂10kg∕t，在连续搅拌下通电氯化和吸附8h。经144h的试验，所得的平均指标为：树脂含金量1.69mg∕g，尾液含金0.03mg∕L，除去阴极上少量的阴极泥（含金6.26g∕t）忽略不计，金的吸附回收率为99.10%。
为了考察含金硫化矿（主要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化矿的混合矿样试验。结果表明。加入少量含金硫化矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。
采用跳汰筛分－摇床联合流程从矿浆中分离载金树脂获得了好的分离效果。 （二）树脂的洗脱
树脂上金的洗脱采用电解洗脱沉淀法。试验用φ340mm×500mm的瓷搅拌桶。桶内安装φ70mm螺旋桨，转速252r∕min。洗脱渣含4%硫脲、2%盐酸，固液比
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1∶7。阳极用石墨板，阴极用铅板，极距80mm。电流密度400A∕m，槽电压2V。经电解8h，树脂上金的洗脱率为99.6%，金的沉淀率为98.2%，硫脲的损失率为16%。
电氯化和电洗脱作业均在密封电解槽中进行，抽出的废气于洗气塔中用2%NaOH液洗气后排入大气。由于矿石中金的粒度小，磨矿粒度未达到要求，试样的浸出渣含金未降至1g／t以下，金的总回收率只达83.80%。但与其它方法比回收率已提高20%。
（三）树脂的再生
电解洗脱金的树脂，先用2%氢氧化钠液（固液比1∶3）搅拌处理2h，过滤后用水冲洗至中性。再用2%盐酸液（固液比1∶3）搅拌处理2h，树脂即可返回使用。
三、从氯化浸出的低银液中回收银试验
本试验所用氯化浸出含银贫液，分别来自FeCl2－O2浸出硫化铜精矿、Cl2－O2浸出闪锌矿精矿和FeCl3浸出方铅矿精矿的浸出液。在此氯化浸出液中，银呈络离子〔（AgCl4）3－〕状态存在，加入NaI使银生成AgI沉淀。经过滤和倾析洗涤后，再加入Na2S使AgI转化为Ag2S沉淀，并使价格昂贵的NaI获得再生供循环使用。其反应为；
（AgCl4）3－＋NaI
AgI＋NaCl＋3Cl－
2
2AgI＋Na2S Ag2S＋2NaI
实验共进行五批，每批分别处理上述三种含银0.05～0.07g∕L的浸液8L。实验结果表明，当这三种浸液中分别含（g∕L）铜10、铅5和锌200时，对银的回收率无明显影响，但溶液的pH、温度和碘化钠加入量对作业有明显影响。
pH值：溶液pH应保持在2.0以下，以免AgI沉淀时Fe生成Fe（OH）3共沉淀而污染AgI。Na2S用量只需超过化学计算量的5%，就可在10min内使95%的AgI
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转化为Ag2S。即Na2S的加入终点为pH10.5，不可过量，以免影响NaI再生液的返回使用。有必要时，可在Ag2S过滤前往溶液中加入适最FeCl2使过量Na2S的S2生成FeS除去，此一反应应控制在pH≤7.0时完成。
液温：上述反应生成的AgI沉淀，只有在液温21℃时才容易絮凝，便于洗涤和过滤。温度上升至34℃只出现轻微的絮凝现象，至49℃时完全不出现絮凝。由于生成的AgI粒度极细，当在液温21℃时通过慢慢搅拌可使AgI有效絮凝，然后静置60min再进行滗析，可回收95%的AgI。
碘化钠加入量，按化学计算量加入碘，银生成AgI的沉淀率可达92%；当碘的加入量为化学计算量的1.2倍时，AgI的沉淀率可达99%。从银的沉淀至碘化钠的再生，作业过程碘的损失率为4.8%。
此法可普遍用于从含氧的氯化浸出贫银液中回收银。产出的Ag2S含Ag85.0%、S12.6%、Fe、Cu、Pb、Bi等杂质低于2.5%。将其置于含NaOH的碱性液中，加铝粉使之还原为金属银：
2Al＋2NaOH＋2H2O
Na2Al2O4＋6H
＋
6H＋＋3Ag2S＋6NaOH 3Na2S＋6H2O＋6Ag↓
还原沉淀的粗银，再经火法精炼提纯。
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