化法，一般又称水溶化法。此法开始于1848年选用氯水或硫酸加漂的溶液从矿石中成功地浸出金，并用硫酸亚铁从浸出液中复原堆积金。后经开展而成为19世纪后期的首要提金办法之一，曾广泛运用于北美、澳大利亚、南非等金矿山。但因为化法的面世，1890年前后，因化法的出产本钱低而逐渐为化法替代，然后被各运用国所筛选。因为化法的广泛运用，带来了严峻的环境污染，且化法在处理不同类型的矿石上也存在许多局限性，1944年普特南（Putnam）在他的文章中又提出对氧化法应进行从头点评。1950年澳大利亚卡尔古利矿业公司又选用化法浸出梅里尔锌置换法产出的锌金堆积，并用钠从浸出液中复原金。经一年的出产证明，产出金的纯度达99.8%。尔后又对氯化法进行了更广泛的试验，成果表明：氯化法不但对锌金堆积的处理是经济的，对浮选和重选产出的高档次金精矿焙砂的处理也是经济适用的。若选用SO2替代钠从氯化浸出液中复原金，还可产出纯度达99.99%金。鉴于化法对环境的污染远比化法小，作业进程中逸出的还可选用稀碱液洗刷吸收回来运用。往后，它可能再次成为黄金冶金的重要办法之一。
图1所示为Au－H2O－Cl－系列的电位－pH图，图中示出了金在强酸溶液中因为氯的强氧化作用而生成AuCl4离子。这时金的分化反响为：
2Au＋3Cl2＋HCl2HAuCl4
这一反响是在溶液中氯浓度显着增高的低pH值条件下快速进行的。反响进程的加速，在于溶液中氯和氯化物（一般为食盐）两者都以极快的速度进行分散。作业进程中，应坚持溶液中较高的氯浓度，因为氯浓度高能加速金的分化，并阻挠金粒表面发作钝化。在一般条件下，被气态氯饱满的溶液中氯离子浓度约为5g∕L，为进步氯离子浓度，加速金的溶解速度，往往向溶液中参加。
图1 25℃时Au－H2O－Cl电位－pH图（芬克尔斯坦，1972）
条件：Au3－＝10－2moL；Cl－＝2moL；压力＝10.13kPa（0.1atm）；
HClO＝ClO＝6×10－3mol；氧气压力＝氧气压力＝101.32kPa（1atm）
化法运用的氯，可所以经过电解制得的，或漂加硫酸反响产出的，直接运用更便利。但电解碱金属盐（NaCl）法分出的氯比一般生动。故近来电氯化法分化金、银的办法已运用于出产实践。
一、化法运用概述
用化法处理含金硫化矿时，一般有必要预先经过氧化焙烧使硫化物转化为氧化物，以进步金的回收率，削减氯的耗费。下表列出了前苏联对8种重选精矿的化法浸出试验成果。试验条件是：焙烧温度650～700℃；浸出作业于1.5L容器中，液固比＝3∶1；供入速度3～4L／h；氯化时刻2h。试验成果：除含硫化物小于1%的2号试样外，其他未经焙烧处理的试样金的浸出回收率仅为10%～55%。其原因首要是溶液中的Cl2与黄铁矿作用生成亚铁离子，而使已溶解的金被置换复原堆积。故含硫化物（黄铁矿、砷黄铁矿等）大于1%的重选精矿应预先进行焙烧，然后甩氯化法浸出焙砂。
表 重选精矿的化法浸出试验成果
试样号
试样特征
精矿金档次
浸出渣金档次
∕g·t－1
溶液中金回收率
∕%
未焙烧
经焙烧
未焙烧
经焙烧
未焙烧
经焙烧
1
金－石英精矿，含硫1%
50.0
51.5
30.0
1.6
40.0
98.4
2
金－石英精矿，含硫化物
小于1%
78.0
78.0
1.4
1.2
98.5
98.8
3
金－黄铁矿精矿，含40%硫
58.7
2.7
96.0
4
金－黄铁矿精矿，含21%硫
101.0
123.0
72.0
2.5
30.0
98.0
5
金－砷－黄铁矿精矿，
含10.3%硫，8.3砷
228.0
278.0
220.0
4.2
10.0
98.5
6
金－砷－黄铁矿精矿，
含3.1%硫，2%砷
110.0
116.0
58.0
1.6
55.0
98.7
7
金－砷－黄铁矿精矿，
含19.6%硫，10.3%砷
1210.0
8.0
99.3
8
金－铜－铅－黄铁矿精矿
62.9
70.0
57.0
6.2
15.0
92.2
贱金属的存在会增大氯的耗费，特别是铜和锌在氯化进程中简单溶解进入溶液中。为了按捺重金属在化法作业进程中优先进入溶液，以进步金的浸出率和下降氯的耗费量，前苏联和鹰桥镍公司已选用操控氧化－复原电位的电氯化浸出法。
运用化法处理重选金精矿时，存在的金属铁可把金置换复原成金属堆积或许金属铁被氧化生成亚铁使金堆积。故氯化前有必要首要除掉金属铁，或将精矿预先经过氧化焙烧，使铁转化为高价氧化物。
化法用于处理低档次金－铜氧化矿石时，可先经稀酸堆浸除掉铜等贱金属氧化物后，再进行氯化浸出，以进步矿石的含金档次、削减氯化处理的质料量和下降氯的耗费。
在南非，1966年建成并投产一座大型重选金精矿化浸出试验工厂。它是将精矿于800℃氧化焙烧脱硫，焙砂在含溶液中通浸出，金的浸出率达99%。固液别离后，向浸液中通入SO2使金复原。堆积的金用氯化铵液洗刷，产出的金粉含金99.9%。
内蒙古冶金研讨所曾用化法对含金重砂进行浸出试验，试样为－0.074mm（200目）的含金重砂精矿，按分量比参加3%的浓和5%的食盐，同液比1∶1，液温80℃，通拌和浸出4～6h，金即生成HAuCl4进入溶液。
对用化法处理有困难的含碳金矿石（或含金碳质页岩等），美国矿业局和卡琳金矿试验过先加氧化剂（或次）氧化损坏金矿石里的碳质后，再进行化处理的办法。1972年卡琳金矿建成了第一个用这样办法处理含碳金矿石的工厂。该厂的含碳金矿石，在化前先通氧化后，化提金率平均达83%，每吨矿石耗费氯12.7kg。如该矿石不经氧化处理，便直接进行化，则金的提取率仅33%。美国矿务局研讨成功的处理碳质矿石的另一办法，是矿石经电氯化法处理后再送化，这种办法的本钱较之通氯氧化法低。
曾试过用臭氧处理难以用化法处理的氧化矿和碳质矿石，在pH0.5～1.8的浓氯化物溶液中，当臭氧耗费量为10～20kg∕t，浸出8h，金的浸出率达95%。但此法不适宜处理碱性矿石。
氯化液中的金，一般加复原剂使它复原堆积。运用的复原剂有；亚铁、二氧化硫、、，也可运用草酸、木炭和离子交流树脂。二氧化硫具有价廉、安稳、运用便利、且回收率高、堆积物纯洁等长处。当运用氯化亚铁复原或三辛肢萃取时，可使含金2000mg∕L和50mg／L的溶液中仅残留金0.09mg∕L。硫酸亚铁易于出产，它复原金的反响为：
HAuCl4＋3FeSO4 Au↓＋Fe2（SO4）3＋FeCl3＋HCl
复原金的设备，在澳大利亚的许多工厂都选用渗滤槽或桶。广泛运用的复原设备还有拌和槽等。
二、含金细泥氧化矿的电氯化法
某含金9g／t的“铁帽”氧化矿，以褐铁矿为主，经磨矿后往往呈细的矿泥，属较难处理的矿石。氧化矿中，金的粒度一般为0.001～0.005mm，赋存于褐铁矿的裂隙内，单个较大金粒也只要0.074～0.06mm。因为磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混－摇床、混－浮选、混－浮选－渗滤化等流程处理，金的回收率仅为63%左右。后在电氯化－树脂浆法试验中，金的回收率进步到83.80%。
（一）金的电氯化浸出和树脂吸附
电氧化－树脂浆法作业，是将矿石破碎并经磨矿后，与氯化钠、和树脂一同参加电解槽中，经电氯化浸出和树脂吸附，产出载金树脂、阴极泥、终究浸出渣和尾液。试验运用717型乙烯强碱性阴离子交流树脂。
电氯化是经过电解碱金属氯化物（一般是氯化钠），使在水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化隹成AuCl3，进而成为HAuCl4及其复盐NaAuCl4，并在水中离解成离子：
HAuCl4 H＋＋AuCl4
NaAuCl4 Na＋＋AuCl4
AuCl4 Au3＋＋4Cl－
生成的AuCl4－被阴离子交流树脂所吸附。进程中离解生成的Au3＋，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。
向电解槽中参加，除为了在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氯化钠离解生成的氯被碱或水吸收而损耗活性氯。
鉴于阴极隔阂易被细粒矿泥阻塞，此法选用无隔阂拌和电解槽。电解槽为圆筒形钢板槽，槽体兼作阴极（φ900mm×1000mm）。拌和桨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拌和桨与槽壁之间，极距离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℃。按质料配入氯化钠30kg∕t，20kg／t制成的矿浆，pH为2。再参加－16～＋50意图717型湿树脂10kg∕t，在接连拌和下通电氯化和吸附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，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g∕t）忽略不计，金的吸附回收率为99.10%。
为了调查含金硫化矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化矿的混合矿样试验。成果表明。参加少数含金硫化矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。
选用跳汰筛分－摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂取得了好的别离作用。
（二）树脂的洗脱
树脂上金的洗脱选用电解洗脱堆积法。试验用φ340mm×500mm的瓷拌和桶。桶内装置φ70mm螺旋桨，转速252r∕min。洗脱渣含4%、2%，固液比1∶7。阳极用石墨板，阴极用铅板，极距80mm。电流密度400A∕m2，槽电压2V。经电解8h，树脂上金的洗脱率为99.6%，金的堆积率为98.2%，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顶用2%NaOH液洗气后排入大气。因为矿石中金的粒度小，磨矿粒度未到达要求，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%。但与其它办法比回收率已进步20%。
（三）树脂的再生
电解洗脱金的树脂，先用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，过滤后用水冲刷至中性。再用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，树脂即可回来运用。
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，别离来自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－〕状况存在，参加NaI使银生成AgI堆积。经过滤和倾析洗刷后，再参加Na2S使AgI转化为Ag2S堆积，并使报价昂贵的NaI取得再生供循环运用。其反响为；
（AgCl4）3－＋NaI AgI＋NaCl＋3Cl－
2AgI＋Na2S Ag2S＋2NaI
试验共进行五批，每批别离处理上述三种含银0.05～0.07g∕L的浸液8L。试验成果表明，当这三种浸液中别离含（g∕L）铜10、铅5和锌200时，对银的回收率无显着影响，但溶液的pH、温度和参加量对作业有显着影响。
pH值：溶液pH应坚持在2.0以下，避免AgI堆积时Fe生成Fe（OH）3共堆积而污染AgI。Na2S用量只需超越化学核算量的5%，就可在10min内使95%的AgI转化为Ag2S。即Na2S的参加结尾为pH10.5，不行过量，避免影响NaI再生液的回来运用。有必要时，可在Ag2S过滤前往溶液中参加适最FeCl2使过量Na2S的S2生成FeS除掉，此一反响应操控在pH≤7.0时完结。
液温：上述反响生成的AgI堆积，只要在液温21℃时才简单絮凝，便于洗刷和过滤。温度上升至34℃只呈现细微的絮凝现象，至49℃时彻底不呈现絮凝。因为生成的AgI粒度极细，当在液温21℃时经过渐渐拌和可使AgI有用絮凝，然后静置60min再进行滗析，可回收95%的AgI。
参加量，按化学核算量参加碘，银生成AgI的堆积率可达92%；当碘的参加量为化学核算量的1.2倍时，AgI的堆积率可达99%。从银的堆积至的再生，作业进程碘的损失率为4.8%。
此法可遍及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，加铝粉使之复原为金属银：
2Al＋2NaOH＋2H2O Na2Al2O4＋6H＋
6H＋＋3Ag2S＋6NaOH 3Na2S＋6H2O＋6Ag↓
复原堆积的粗银，再经火法精粹提纯。
图1所示为Au－H2O－Cl－系列的电位－pH图，图中示出了金在强酸溶液中因为氯的强氧化作用而生成AuCl4离子。这时金的分化反响为：
2Au＋3Cl2＋HCl2HAuCl4
这一反响是在溶液中氯浓度显着增高的低pH值条件下快速进行的。反响进程的加速，在于溶液中氯和氯化物（一般为食盐）两者都以极快的速度进行分散。作业进程中，应坚持溶液中较高的氯浓度，因为氯浓度高能加速金的分化，并阻挠金粒表面发作钝化。在一般条件下，被气态氯饱满的溶液中氯离子浓度约为5g∕L，为进步氯离子浓度，加速金的溶解速度，往往向溶液中参加。
图1 25℃时Au－H2O－Cl电位－pH图（芬克尔斯坦，1972）
条件：Au3－＝10－2moL；Cl－＝2moL；压力＝10.13kPa（0.1atm）；
HClO＝ClO＝6×10－3mol；氧气压力＝氧气压力＝101.32kPa（1atm）
化法运用的氯，可所以经过电解制得的，或漂加硫酸反响产出的，直接运用更便利。但电解碱金属盐（NaCl）法分出的氯比一般生动。故近来电氯化法分化金、银的办法已运用于出产实践。
一、化法运用概述
用化法处理含金硫化矿时，一般有必要预先经过氧化焙烧使硫化物转化为氧化物，以进步金的回收率，削减氯的耗费。下表列出了前苏联对8种重选精矿的化法浸出试验成果。试验条件是：焙烧温度650～700℃；浸出作业于1.5L容器中，液固比＝3∶1；供入速度3～4L／h；氯化时刻2h。试验成果：除含硫化物小于1%的2号试样外，其他未经焙烧处理的试样金的浸出回收率仅为10%～55%。其原因首要是溶液中的Cl2与黄铁矿作用生成亚铁离子，而使已溶解的金被置换复原堆积。故含硫化物（黄铁矿、砷黄铁矿等）大于1%的重选精矿应预先进行焙烧，然后甩氯化法浸出焙砂。
表 重选精矿的化法浸出试验成果
试样号
试样特征
精矿金档次
浸出渣金档次
∕g·t－1
溶液中金回收率
∕%
未焙烧
经焙烧
未焙烧
经焙烧
未焙烧
经焙烧
1
金－石英精矿，含硫1%
50.0
51.5
30.0
1.6
40.0
98.4
2
金－石英精矿，含硫化物
小于1%
78.0
78.0
1.4
1.2
98.5
98.8
3
金－黄铁矿精矿，含40%硫
58.7
2.7
96.0
4
金－黄铁矿精矿，含21%硫
101.0
123.0
72.0
2.5
30.0
98.0
5
金－砷－黄铁矿精矿，
含10.3%硫，8.3砷
228.0
278.0
220.0
4.2
10.0
98.5
6
金－砷－黄铁矿精矿，
含3.1%硫，2%砷
110.0
116.0
58.0
1.6
55.0
98.7
7
金－砷－黄铁矿精矿，
含19.6%硫，10.3%砷
1210.0
8.0
99.3
8
金－铜－铅－黄铁矿精矿
62.9
70.0
57.0
6.2
15.0
92.2
贱金属的存在会增大氯的耗费，特别是铜和锌在氯化进程中简单溶解进入溶液中。为了按捺重金属在化法作业进程中优先进入溶液，以进步金的浸出率和下降氯的耗费量，前苏联和鹰桥镍公司已选用操控氧化－复原电位的电氯化浸出法。
运用化法处理重选金精矿时，存在的金属铁可把金置换复原成金属堆积或许金属铁被氧化生成亚铁使金堆积。故氯化前有必要首要除掉金属铁，或将精矿预先经过氧化焙烧，使铁转化为高价氧化物。
化法用于处理低档次金－铜氧化矿石时，可先经稀酸堆浸除掉铜等贱金属氧化物后，再进行氯化浸出，以进步矿石的含金档次、削减氯化处理的质料量和下降氯的耗费。
在南非，1966年建成并投产一座大型重选金精矿化浸出试验工厂。它是将精矿于800℃氧化焙烧脱硫，焙砂在含溶液中通浸出，金的浸出率达99%。固液别离后，向浸液中通入SO2使金复原。堆积的金用氯化铵液洗刷，产出的金粉含金99.9%。
内蒙古冶金研讨所曾用化法对含金重砂进行浸出试验，试样为－0.074mm（200目）的含金重砂精矿，按分量比参加3%的浓和5%的食盐，同液比1∶1，液温80℃，通拌和浸出4～6h，金即生成HAuCl4进入溶液。
对用化法处理有困难的含碳金矿石（或含金碳质页岩等），美国矿业局和卡琳金矿试验过先加氧化剂（或次）氧化损坏金矿石里的碳质后，再进行化处理的办法。1972年卡琳金矿建成了第一个用这样办法处理含碳金矿石的工厂。该厂的含碳金矿石，在化前先通氧化后，化提金率平均达83%，每吨矿石耗费氯12.7kg。如该矿石不经氧化处理，便直接进行化，则金的提取率仅33%。美国矿务局研讨成功的处理碳质矿石的另一办法，是矿石经电氯化法处理后再送化，这种办法的本钱较之通氯氧化法低。
曾试过用臭氧处理难以用化法处理的氧化矿和碳质矿石，在pH0.5～1.8的浓氯化物溶液中，当臭氧耗费量为10～20kg∕t，浸出8h，金的浸出率达95%。但此法不适宜处理碱性矿石。
氯化液中的金，一般加复原剂使它复原堆积。运用的复原剂有；亚铁、二氧化硫、、，也可运用草酸、木炭和离子交流树脂。二氧化硫具有价廉、安稳、运用便利、且回收率高、堆积物纯洁等长处。当运用氯化亚铁复原或三辛肢萃取时，可使含金2000mg∕L和50mg／L的溶液中仅残留金0.09mg∕L。硫酸亚铁易于出产，它复原金的反响为：
HAuCl4＋3FeSO4 Au↓＋Fe2（SO4）3＋FeCl3＋HCl
复原金的设备，在澳大利亚的许多工厂都选用渗滤槽或桶。广泛运用的复原设备还有拌和槽等。
二、含金细泥氧化矿的电氯化法
某含金9g／t的“铁帽”氧化矿，以褐铁矿为主，经磨矿后往往呈细的矿泥，属较难处理的矿石。氧化矿中，金的粒度一般为0.001～0.005mm，赋存于褐铁矿的裂隙内，单个较大金粒也只要0.074～0.06mm。因为磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混－摇床、混－浮选、混－浮选－渗滤化等流程处理，金的回收率仅为63%左右。后在电氯化－树脂浆法试验中，金的回收率进步到83.80%。
（一）金的电氯化浸出和树脂吸附
电氧化－树脂浆法作业，是将矿石破碎并经磨矿后，与氯化钠、和树脂一同参加电解槽中，经电氯化浸出和树脂吸附，产出载金树脂、阴极泥、终究浸出渣和尾液。试验运用717型乙烯强碱性阴离子交流树脂。
电氯化是经过电解碱金属氯化物（一般是氯化钠），使在水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化隹成AuCl3，进而成为HAuCl4及其复盐NaAuCl4，并在水中离解成离子：
HAuCl4 H＋＋AuCl4
NaAuCl4 Na＋＋AuCl4
AuCl4 Au3＋＋4Cl－
生成的AuCl4－被阴离子交流树脂所吸附。进程中离解生成的Au3＋，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。
向电解槽中参加，除为了在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氯化钠离解生成的氯被碱或水吸收而损耗活性氯。
鉴于阴极隔阂易被细粒矿泥阻塞，此法选用无隔阂拌和电解槽。电解槽为圆筒形钢板槽，槽体兼作阴极（φ900mm×1000mm）。拌和桨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拌和桨与槽壁之间，极距离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℃。按质料配入氯化钠30kg∕t，20kg／t制成的矿浆，pH为2。再参加－16～＋50意图717型湿树脂10kg∕t，在接连拌和下通电氯化和吸附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，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g∕t）忽略不计，金的吸附回收率为99.10%。
为了调查含金硫化矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化矿的混合矿样试验。成果表明。参加少数含金硫化矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。
选用跳汰筛分－摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂取得了好的别离作用。
（二）树脂的洗脱
树脂上金的洗脱选用电解洗脱堆积法。试验用φ340mm×500mm的瓷拌和桶。桶内装置φ70mm螺旋桨，转速252r∕min。洗脱渣含4%、2%，固液比1∶7。阳极用石墨板，阴极用铅板，极距80mm。电流密度400A∕m2，槽电压2V。经电解8h，树脂上金的洗脱率为99.6%，金的堆积率为98.2%，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顶用2%NaOH液洗气后排入大气。因为矿石中金的粒度小，磨矿粒度未到达要求，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%。但与其它办法比回收率已进步20%。
（三）树脂的再生
电解洗脱金的树脂，先用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，过滤后用水冲刷至中性。再用2%液（固液比1∶3）拌和处理2h，树脂即可回来运用。
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，别离来自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－〕状况存在，参加NaI使银生成AgI堆积。经过滤和倾析洗刷后，再参加Na2S使AgI转化为Ag2S堆积，并使报价昂贵的NaI取得再生供循环运用。其反响为；
（AgCl4）3－＋NaI AgI＋NaCl＋3Cl－
2AgI＋Na2S Ag2S＋2NaI
试验共进行五批，每批别离处理上述三种含银0.05～0.07g∕L的浸液8L。试验成果表明，当这三种浸液中别离含（g∕L）铜10、铅5和锌200时，对银的回收率无显着影响，但溶液的pH、温度和参加量对作业有显着影响。
pH值：溶液pH应坚持在2.0以下，避免AgI堆积时Fe生成Fe（OH）3共堆积而污染AgI。Na2S用量只需超越化学核算量的5%，就可在10min内使95%的AgI转化为Ag2S。即Na2S的参加结尾为pH10.5，不行过量，避免影响NaI再生液的回来运用。有必要时，可在Ag2S过滤前往溶液中参加适最FeCl2使过量Na2S的S2生成FeS除掉，此一反响应操控在pH≤7.0时完结。
液温：上述反响生成的AgI堆积，只要在液温21℃时才简单絮凝，便于洗刷和过滤。温度上升至34℃只呈现细微的絮凝现象，至49℃时彻底不呈现絮凝。因为生成的AgI粒度极细，当在液温21℃时经过渐渐拌和可使AgI有用絮凝，然后静置60min再进行滗析，可回收95%的AgI。
参加量，按化学核算量参加碘，银生成AgI的堆积率可达92%；当碘的参加量为化学核算量的1.2倍时，AgI的堆积率可达99%。从银的堆积至的再生，作业进程碘的损失率为4.8%。
此法可遍及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，加铝粉使之复原为金属银：
2Al＋2NaOH＋2H2O Na2Al2O4＋6H＋
6H＋＋3Ag2S＋6NaOH 3Na2S＋6H2O＋6Ag↓
复原堆积的粗银，再经火法精粹提纯。
