fecha: Septiembre - Octubre

Por: M. A. Corona Arroyo¹, J. A. Ramos Guzmán², D.M. Vargas², A.N. Montero Gutiérrez¹, M. Caudillo-Gonzalez¹

Resumen
En los últimos años, lidiar con la pirita en los circuitos de flotación de galena, esfalerita y calcopirita se ha convertido en un desafío tanto en México como en el resto del mundo. La disminución en las leyes de cabeza de los minerales de valor ha obligado a las unidades mineras a procesar yacimientos con contenidos de hierro (Fe) más altos, superando el 20% de Fe, lo que dificulta el control del contenido de Fe en el concentrado. Además, estas altas leyes de Fe en la cabeza requieren el uso intensivo de cianuro de sodio y cal para la depresión del Fe presente.

En este trabajo de investigación, se presenta una evaluación fundamental y aplicada a nivel de laboratorio utilizando minerales provenientes de diferentes unidades mineras y reactivos orgánicos (biopolímero F-250) derivados de la lignina como una alternativa amigable con el medio ambiente para controlar el Fe en los circuitos de flotación de sulfuros. Se llevaron a cabo estudios de adsorción del biopolímero a base de lignina en la interfase de pirita/esfalerita/calcopirita y solución acuosa, y los resultados se relacionaron con estudios de microflotación. Una vez determinadas las condiciones de selectividad entre pirita, calcopirita y esfalerita, se realizaron pruebas de flotación a nivel de laboratorio para evaluar principalmente la dosificación del biopolímero, el tiempo de acondicionamiento y el pH de la pulpa.

Los resultados de la microflotación y la adsorción mostraron que los depresores de lignina presentan una excelente selectividad entre pirita, esfalerita y calcopirita, y se requieren dosis inferiores a 10 ppm en presencia de Xantato amílico de potasio. Además, se confirmó que el pH desempeña un papel crucial en el control de la adsorción y, por lo tanto, en la selectividad entre los minerales. En las pruebas de flotación de laboratorio, se logró una buena separación utilizando dosis de 5-50 g/tonelada para lograr una reducción de 3 unidades porcentuales en el grado final de Fe en comparación con el obtenido con cianuro de sodio. Por lo tanto, los biopolímeros de lignina representan una excelente alternativa para el control del Fe en los circuitos de flotación.

Palabras clave:  Flotación, depresión de pirita, depresores orgánicos, pH bajos

Abstract
In recent years, dealing with pyrite in the flotation circuits of galena, sphalerite, and chalcopyrite has become a challenge both in Mexico and around the world. The decrease in the head grades of valuable minerals has forced mining units to process deposits with higher iron (Fe) contents, exceeding 20% Fe, making it difficult to control the Fe content in the concentrate. Moreover, these high Fe grades in the feed require intensive use of sodium cyanide and lime for the depression of the Fe present.

In this research work, a fundamental and applied evaluation at the laboratory level is presented using minerals from different mining units and organic reagents (F-250 biopolymer) derived from lignin as an environmentally friendly alternative for controlling Fe in sulfide flotation circuits. Adsorption studies of the lignin-based biopolymer at the pyrite/sphalerite/chalcopyrite-aqueous solution interface were conducted, and these results were correlated with microflotation studies. Once the selectivity conditions between pyrite, chalcopyrite, and sphalerite were determined, flotation tests were performed at the laboratory level, primarily evaluating the biopolymer dosage, conditioning time, and pulp pH.

The results of microflotation and adsorption showed that lignin depressants exhibit excellent selectivity among pyrite, sphalerite, and chalcopyrite, with dosages lower than 10 ppm being required in the presence of potassium amyl xanthate. Additionally, it was confirmed that pH plays a crucial role in controlling adsorption and, therefore, mineral selectivity. In laboratory flotation tests, a good separation was achieved using dosages between 5-50 g/ton to achieve a 3-percentage-point reduction in the final Fe grade compared to that obtained with sodium cyanide. Therefore, lignin biopolymers represent an excellent alternative for Fe control in flotation circuits.

Keywords: Flotation, pyrite depression, organic depressants, low pH

Introducción
La pirita es un sulfuro metálico que usualmente se considera como mineral de ganga debido a su bajo valor económico y suele presentar problemas en la separación de Pb, Cu y Zn. Dada su flotación con los minerales de valor, siempre se busca la forma de impedir su presencia en los concentrados de flotación de minerales y, por lo tanto, es procesado como material de desecho ( Wang & Forssberg, 1991). En las unidades mineras de México, se ha convertido en un problema cada vez más exigente, derivado del incremento en las leyes de hierro alcanzando valores del 20%. Sin embargo, a pesar de que suelen presentar una fácil liberación, ocasionan un incremento en el consumo de cianuro de sodio y cal para controlar su aparición en el concentrado final.

Debido a la facilidad con que la pirita puede flotar, en muchas ocasiones por el uso de colectores en el circuito de flotación para recuperar minerales de interés y dado que su flotación también se mejora mediante la activación de iones de cobre o plomo que emanan de otros minerales, se requieren reactivos para deprimir selectivamente la pirita. La flotación de pirita de forma no deseada trae consigo varias consecuencias como: (1) diluir el grado del concentrado y reducir el valor económico (Wang & Forssberg, 1991), (2) también tiene un efecto adverso sobre la eficiencia de los procesos pirometalúrgicos (Ahmadi et al., 2012), (3) la combustión de carbón que contiene pirita puede conducir a la liberación de dióxidos de azufre que causan lluvia ácida (Cheng et al., 2013) y (4) en la flotación de minerales base conlleva un alto consumo de cianuro de sodio y cal, incrementa los costos y los riesgos. 

Por lo tanto, existen importantes ventajas de separar la pirita de minerales valiosos en una etapa temprana de procesamiento. Por estas razones, son muy importantes los depresores de piritas, sin embargo, en la literatura existe una gran diversidad de ellos por lo que el mecanismo de depresión es diverso, por ejemplo, pueden funcionar para remover el colector o el activador de la superficie de la pirita, desactivar los iones activadores, evitar la adsorción del colector en la pirita, o hacer que la superficie de la pirita sea hidrófila. Una de las alternativas que se pretende estudiar es el uso de biopolímeros modificados que son extraídos de la corteza de madera, con esto se busca sustituir reactivos contaminantes y económicamente poco atractivos por reactivos sustentables para la depresión de pirita en circuitos de flotación de Zn y Cu. En este trabajo de investigación se presentan los resultados de estudios fundamentales como adsorción y microflotación con minerales puros para después llevar dicho conocimiento a la industria. Derivado de los estudios fundamentales se presentan los resultados obtenidos con minerales de diferentes unidades mineras de México.

Metodología
Materiales
En esta investigación se utilizaron especímenes naturales de pirita de Guanajuato, México y calcopirita y esfalerita obtenida de Ward´s Natural Science Establishment, Inc.  E.U.A.  procedentes del estado de Durango, México. Las piezas masivas fueron trituradas y purificadas manualmente con un microscopio óptico para eliminar impurezas como calcita, silicatos y otros sulfuros. Además, se utilizaron dos muestras cabeza de flotación de dos unidades mineras ubicadas en México.

Las muestras puras de pirita, calcopirita y esfalerita se trituraron con un mortero de ágata y se tamizaron para obtener la fracción de tamaño -100+75 µm y -38 µm para los estudios de microflotación y adsorción, respectivamente. Las muestras de microflotación fueron caracterizadas mediante difracción de rayos X (XRD). Los difractogramas se muestran en la Fig. 1. Los difractogramas sólo muestran los picos característicos de calcopirita, esfalerita y pirita. No se identificó ninguna otra fase mineral. Por otro lado, la Tabla 1 muestra la ley de cabeza de las muestras provenientes de los circuitos de flotación de las unidades mineras, estas muestras fueron utilizadas para realizar una comparación entre el uso de cianuro de sodio/cal Vs el biopolímero en la eficiencia de flotación de los circuitos de Cu y Zn. 

Estudios de microflotacion y adsorción
Los estudios de microflotación se llevaron a cabo utilizando un tubo Hallimond. Se utilizó un gramo de mineral puro a tamaños -100+75 micrómetros en una suspensión de 100ml de agua desionizada. El pH de la pulpa fue ajustado con la adición de soluciones acuosas de HCl y NaOH, después se añadió el depresor biopolímero F-250 (Pionera) a dosificaciones 1,5, 10, 20 y 30 ppm y se puso en contacto por 10 minutos. Después, se añadió PAX a una concentración de 1X10^-3M y se dejó reaccionar por 5 minutos. Finalizado el acondicionamiento, las muestras fueron transferidas al tubo Hallimond y se flotaron por 1 minuto utilizando un flujo de nitrógeno ultrapuro de 30ml/min. La recuperación fue calculada por diferencia de peso. 

Para el estudio de adsorción del biopolímero F-250 sobre los minerales se utilizó 1g del mineral a -38 micrómetros, se acondicionó en una solución acuosa de 100ml a un pH deseado y a una concentración de 10, 20, 40, 50, 75 y 100 ppm del biopolímero F-250. El biopolímero y el mineral se dejaron reaccionar durante 10 minutos. Finalizado el periodo de acondicionamiento, la pulpa se filtró utilizando papel filtro poro cerrado y la solución libre de sólidos se analizó químicamente para determinar la concentración residual del biopolímero.  Se determinó la densidad de absorción sobre los minerales por diferencia entre la concentración inicial y la residual. La determinación del polímero en solución se realizó utilizando la técnica de espectroscopia de luz ultravioleta-visible (UV-VIS) a una longitud de onda de 300 nm (Mu et al., 2016).

Pruebas de flotación de laboratorio
Para determinar la respuesta a la flotación se utilizó una celda de flotación marca Denver. Durante las pruebas de flotación se determinará la cinética de flotación del Zn, Cu y Fe en función del pH de la pulpa y adición del biopolímero F-250. La cantidad de reactivos se determinará en función de la comparación con el esquema químico que actualmente tiene cada unidad minera. Los resultados obtenidos se evaluarán mediante curvas grado-recuperación las cuales indicarán la máxima flotabilidad y calidad de los productos obtenidos.

Resultados
Estudios fundamentales: Adsorción y Microflotación de pirita, calcopirita y esfalerita utilizando el biopolímero F-250
Una de las primeras condiciones de este proyecto de investigación es determinar que exista interacción entre el biopolímero F-250 y los minerales de interés. Para esto, se realizaron pruebas de adsorción utilizando minerales puros. La Figura 2 muestra la adsorción del biopolímero sobre pirita y calcopirita, donde se observa que el mineral de ganga, en este caso la pirita, tiene una alta adsorción por el biopolímero, caso contrario a la calcopirita donde no se aprecia adsorción. Además, es muy claro que la adsorción del biopolímero sobre pirita será muy buena en todo el rango de pH. El hecho que el biopolímero se adsorba de forma selectiva en el mineral de ganga permite inferir una buena separación por flotación al utilizar el biopolímero como depresor. 

Para fortalecer la evidencia de uso de biopolímero no sólo en la flotación de calcopirita, también se muestra los resultados de flotación de esfalerita. Para esto, se realizaron pruebas de micro flotación en función del pH y la concentración del biopolímero en presencia de xantato amílico de potasio. Las figuras 3 y 4, presentan la comparación de flotabilidad de esfalerita, calcopirita vs pirita en función del pH y la concentración del F-250.

La Fig.3a muestra que el F-250 permite que la esfalerita flote a pH de 9 siempre que la dosificación del biopolímero sea inferior a 10ppm. Por el contrario, cuando la concentración es superior a 10ppm se empieza a deprimir la esfalerita. En la Fig.3b se observa la comparación de flotación de pirita vs esfalerita en función del pH a una dosificación de 10 ppm de F-250, donde el gráfico muestra claramente que se puede establecer una zona de separación selectiva en función del pH. Valores de pH inferiores a 9, se tendrá una depresión de los dos minerales, por el contrario, valores del orden de 10 se tendrá una excelente selectividad. Esta gráfica permite ver la región donde el biopolímero se adsorbe sobre cada mineral. 

La Figura 4a muestra que el F-250 no deprime a la calcopirita en todo el intervalo de concentración utilizado. A diferencia de la pirita y la esfalerita, donde se requiere alrededor de 10 ppm para deprimir su flotación. Estos resultados concuerdan con la Fig.2 donde no se registró adsorción del biopolímero en la superficie de calcopirita. La Fig.4b muestra la comparación de flotación entre pirita y calcopirita en función del pH donde se puede observar que en todo el intervalo de pH se logra una separación efectiva entre estos dos minerales. 

Los resultados de adsorción y microflotación permiten ver que el F-250 es más efectivo para deprimir la flotación en el siguiente orden pirita>Esfalertita>>> Calcopirita. Estos resultados permiten ver el potencial del F-250 en el control de la pirita en los diferentes circuitos de flotación, remarcando que no es necesario tener valores de pH mayores a 10.5 o superiores como se presentan en algunas unidades mineras. Particularmente, para el caso del Zn, si se requerirá tener un buen control de la adición de F-250 y el pH de la pulpa para lograr una separación selectiva entre la pirita y esfalerita.

Caso de estudio 1: Flotación en Circuito de Zinc, 2.8%Zn
Se tiene un mineral con una ley de cabeza de 2.8% Zn, el circuito de flotación industrial cuenta con una etapa de flotación primaria y una agotativa, donde el concentrado agotativo retorna al primario y el concentrado primario va a hacia las limpias de Zinc. En este mineral, se evaluó la adición del biopolímero F-250 utilizando dosificaciones de 10, 20, 30 y 50 g/ton, además se realizó una comparación versus el esquema de flotación utilizado en la unidad minera, la cual será llamada prueba estándar. 

La Figura 5a muestra la curva grado-recuperación de Zn, donde se aprecia particularmente para el primario, que la mayoría de los puntos que corresponden a la adición del F-250 resultó en una mejor eficiencia con respecto a la prueba estándar. La mejora en el grado de Zn fue del orden de 1-2% para las diferentes dosificaciones. 

La Fig.5b muestra la selectividad entre el Zn y el Fe, donde se puede observar como la prueba estándar tuvo una mayor recuperación de Fe en el concentrado primario. Por otro lado, el F-250 tiene una tendencia marcada con respecto al incremento en la dosificación, es decir, una concentración alta de F-250 disminuye considerablemente el contenido de Fe, pero también afecta la recuperación de Zn. En este caso, la dosificación que mostró una mejor eficiencia en comparación con la estándar fue de 10 ppm. Es importante remarcar que la flotación se llevó a pH de 8, por lo que se espera una mejor eficiencia en la selectividad utilizando un pH superior a 9 como se mostró en las pruebas de microflotación. 

Además de la selectividad sobre el Fe, se analizó el efecto sobre los elementos preciosos Au y Ag. La Figura 6 muestra la recuperación de Au y Ag para la prueba estándar y las diferentes dosificaciones de F-250 estudiadas.  La recuperación de Ag mostró un efecto positivo con la adición del F-250, siendo un 20% superior a la prueba estándar en todas las adiciones del F-250. En el caso del oro, tenemos un efecto también positivo para concentraciones de 10, 20 y 30 g/ton, sin embargo, para concentraciones altas (50g/ton) tenemos una disminución de la recuperación de Au, la cual pudiera estar relacionada a la depresión de piritas asociadas con Au.

Caso de estudio 2: Flotación en Circuito Pb-Cu-Zn
Se tiene un mineral con una ley de cabeza de 0.15%Pb, 0.55%Cu, 1.16% Zn y 8.40% Fe, el circuito de flotación industrial está constituido por una flotación Pb-Cu para después flotar el Zn en un segundo circuito. En este mineral se evaluó la adición de 55g/ton biopolímero F-250 sobre la cinética de flotación, utilizando tiempos de 1, 2.5, 5 y 10 minutos de flotación en el primario.  Además, se realizó una comparación versus el esquema de flotación utilizado en la unidad minera, la cual también será llamada prueba estándar. Durante este estudio también se evaluó el tiempo de acondicionamiento y la opción de añadir el F-250 en la etapa de molienda. 

En la Fig.7a se muestra que para las pruebas con 0, 2 minutos y la adición en el molino la respuesta en la eficiencia de flotación fue inferior a la prueba estándar. Por el contrario, la eficiencia en la flotación de plomo se observó beneficiada cuando el tiempo de acondicionamiento fue de 5-10 minutos, mejorando tanto el grado como la recuperación de plomo. Para el caso del Cu (Fig.7b), se puede observar que en la mayoría de las condiciones estudiadas se superó la prueba estándar, mostrando la excelente selectividad entre calcopirita y pirita al utilizar el F-250 descrito con anterioridad. Es importante describir que la idea de usar bipolimeros tiene como objetivos, utilizar pH bajos, disminuir el consumo de cal y disminuir el uso de reactivos como el NaCN, por lo que el F-250 muestra buenos resultados compitiendo con el esquema convencional.

En este ejemplo, una vez recuperado en Pb-Cu, se tiene la flotación de Zn donde se busca disminuir el Fe en el concentrado final. Las colas finales del Pb-Cu se les añadió una dosificación de 10g/ton de F-250 y se realizó la comparación con el esquema convencional. Es importante mencionar que en el esquema convencional normalmente se está realizando a pH superiores a 10.5 para el control del Fe. 

La Fig. 8 muestra como en todas las pruebas donde se añadió el F-250, se tiene un efecto positivo de desplazamiento de la curva grado recuperación, resultando en una mejor recuperación y un mejor grado Zn en el concentrado primario. Por ejemplo, para los 10 minutos de flotación en el primario la prueba estándar alcanza recuperaciones del orden de 55%, por el contrario, en el esquema donde se usa el F-250 se alcanzaron recuperaciones de 78%, siendo muy superiores a la prueba estándar. En el caso de la selectividad Fe-Zn, se puede apreciar como la prueba estándar tiene un menor desempeño en la separación, inicialmente, debido a que merma la flotación de Zn como ya se mencionó y en segundo, porque presenta recuperaciones de Fe más altas que cuando se usa el F-250.  Estas mejoras en la recuperación de Zn pueden estar atribuidas al cambio de pH y a la sustitución del complejo Zn/CN.  

Conclusiones 

• El biopolímero F-250 presenta una buena adsorción sobre el principal mineral de ganga, la pirita. Además, se encontró que la efectividad del biopolímero sobre pirita no es dependiente del pH y puede ser utilizado en el intervalo de 6-11.
• Con base en los estudios de adsorción y microflotación se demostró que el F-250 tiene un excelente rango de selectividad para deprimir la pirita en comparación con la calcopirita y esfalerita, siendo más fácil la separación entre pirita-calcopirita que pirita-esfalerita. La separación de pirita-esfalerita es muy dependiente de las condiciones de pH. 
• En las muestras reales provenientes de las unidades mineras, el F-250 mostró una excelente competitividad contra los esquemas químicos convencionales, inclusive mejores resultados para el control de la flotación de los minerales portadores de Fe. Además, el F-250 demostró que es posible deprimir el Fe a pH inferiores a 10.5  en los circuitos de Pb, Cu y Zn.

Referencias

• Ahmadi, A., Ranjbar, M., & Schaffie, M. (2012). Catalytic effect of pyrite on the leaching of chalcopyrite concentrates in chemical, biological and electrobiochemical systems. Minerals Engineering, 34, 11–18. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2012.03.022
• Cheng, H., Liu, Q., Huang, M., Zhang, S., & Frost, R. L. (2013). Application of TG-FTIR to study SO2 evolved during the thermal decomposition of coal-derived pyrite. Thermochimica Acta, 555, 1–6. https://doi.org/10.1016/j.tca.2012.12.025
• Mu, Y., Peng, Y. & Lauten, R. A. (2016b). The mechanism of pyrite depression at acidic pH by lignosulfonate-based biopolymers with different molecular compositions. Minerals Engineering, 92, 37 46
• Wang, X. H., & Eric Forssberg, K. S. (1991). Mechanisms of pyrite flotation with xanthates. International Journal of Mineral Processing, 33(1–4), 275–290. https://doi.org/10.1016/0301-7516(91)90058-Q

¹Departamento de Ingeniería en Minas, Metalurgia y Geología de la División de Ingenierías Campus Guanajuato de la Universidad de Guanajuato, ExHacienda de San Matías S/N, Colonia San Javier, C.P. 36020, Guanajuato, Gto.

²KOPRIMO materias primas para la Minería, José Maria Velazco 34, Colonia San José Insurgentes, Delegación Benito Juárez, C.P. 03900, CDMX. 

Por: Perla María Arellano Sosa¹, Víctor Hugo Gutiérrez Pérez¹, Seydy Lizbeth Olvera Vázquez¹, Mariel Flores Luque¹, Alejandro Cruz Ramírez², Ricardo Sánchez Alvarado³

Resumen 
Mediante el desarrollo del presente trabajo se logró obtener plomo metálico, partiendo de la reducción de las pastas contenidas en las baterías automotrices Pb-Ácido, obteniendo, recuperaciones de hasta 94.33% de plomo metálico con una pureza de plomo recuperado que oscila entre 98 y 99.9%. Esto se logró por medio de procesos pirometalúrgicos, empleando temperaturas de hasta 950 °C y un tiempo mínimo de 5 minutos de reacción durante la fundición de las pastas previo a la etapa de vaciado. La variable de estudio fue la concentración de bicarbonato de sodio (NaHCO₃) comercial, utilizando un crisol de carburo de silicio (SiC) como recipiente para llevar a cabo las diferentes pruebas de fundición. Los productos obtenidos, tales como los lingotes de plomo y las escorias, se analizaron por medio de volumetría para verificar la pureza de los lingotes metálicos e ICP (Inductively Coupled Plasma) para la determinación de elementos totales.

Palabras clave: batería Pb – ácido, plomo secundario, bicarbonato de sodio, pirometalurgia

Introducción
Debido a sus propiedades físicas y químicas, anualmente se consumen a nivel mundial más de 5 millones de toneladas de plomo metálico, utilizado en diversos sectores industriales, destacando la fabricación de baterías para automoción, soldaduras, revestimientos, maquinado de aleaciones muy específicas; o incluso en algunas aplicaciones militares como municiones y blindaje. Dicho metal proviene de sus principales menas como son la galena (PbS), cerusita (PbCO₃), anglesita (PbSO₄), entre otras, así como del “plomo secundario” que es el plomo reciclado y cuyo mejor ejemplo son las baterías de plomo-ácido, con una producción estimada entre 300 y 350 millones de baterías anuales, lo cual representa una importante área de oportunidad en la obtención y reutilización de este metal pesado [1]. 

Debido a que la pasta de plomo presente en la batería no es un sulfuro simple de plomo, una tostación sencilla con oxígeno no basta para eliminar todo el contenido de azufre, sino que es necesario utilizar otros reactivos para llevar a cabo una desulfuración casi total de la muestra; sin embargo, aunque en la actualidad existen diversos estudios acerca de la reducción de pastas tratadas por diferentes métodos ya sea por vía pirometalúrgica o hidrometalúrgica, o incluso empleando reactivos como carbonato de sodio o hidróxido de sodio, carbono sólido, hierro y sílice, entre otros, aún no se tiene claro el efecto de estos componentes en la recuperación de plomo metálico [2].

Debido a lo anterior, en este trabajo se busca encontrar un agente que sea económico y amigable con el medio ambiente como lo es el bicarbonato de sodio, así como complementarlo con el carburo de silicio, con la finalidad de poder determinar el mecanismo que ejercen estos dos compuestos sobre el plomo contenido en las baterías Pb – ácido.

Metodología
Para el desarrollo de la parte experimental de esta investigación, se han dividido cinco puntos generales hasta llegar a la caracterización del lingote de plomo y las escorias resultantes.

Desmantelamiento de la batería Pb – ácido
Primero se extrajo el ácido sulfúrico de la batería, retirando la tapa de la parte superior mediante tres cortes realizados con una segueta; el líquido del interior se vertió en un recipiente de plástico para ser neutralizado y posteriormente depositarlo en otro recipiente de residuos generales. 

 De igual manera, se retiró toda la carcasa de plástico que cubría la batería con la finalidad de extraer los componentes de interés, principalmente las rejillas de plomo. De este modo la pasta de sulfato de plomo quedó expuesta, misma que se almacenó y se dejó secar a temperatura ambiente.

Construcción del termopar
Dado que la temperatura de trabajo que se deseaba alcanzar era muy alta y el horno con el que se cuenta para realizar las fundiciones carece de un instrumento de medición de temperatura, se optó por elaborar un termopar para obtener mediciones de temperatura lo más acertadas posibles.

El termopar usa dos alambres de diferentes aleaciones (alumel y cromel) por lo que fue necesario tramos de 15 cm de longitud de cada uno de los alambres, luego con la ayuda de un esmeril se redujo el diámetro de una de las puntas de cada alambre de modo que uno de los extremos de cada alambre quedó más delgado que el resto de los alambres. Posteriormente, se introdujeron ambos alambres en una camisa cerámica para termopares, esto con el fin de evitar en todo momento el contacto directo entre ambos alambres.

Para unir las puntas de los extremos opuestos se usó soldadora de arco eléctrico, utilizando un electrodo de grafito para evitar la contaminación de ambas aleaciones. Finalmente, el termopar fabricado fue acoplado a un multímetro, realizando las debidas pruebas para corroborar su funcionalidad.

Reducción de la pasta de plomo
Una vez seca la pasta se procedió a homogenizarla por el método de cono cuarteo, luego se tomaron 200 gramos de pasta y se agregaron en un recipiente de plástico junto con la cantidad necesaria de bicarbonato de sodio (Tabla 1) para posteriormente mezclarla y así obtener una muestra homogénea. Se realizaron 4 distintas adiciones de bicarbonato de sodio en un total de 9 muestras, cuantificando adicionalmente, el consumo de carburo de silicio con la finalidad de encontrar la mejor concentración respecto a recuperación de plomo.

Una vez que se tuvo la muestra homogénea se agregó a un crisol de carburo de silicio (SiC) y este a su vez se colocó dentro del horno para comenzar la fundición. El horno utilizado adopta una forma cilíndrica y está conformado en su mayoría por ladrillo refractario y una capa exterior protectora de acero; cuenta con un orificio en la base, por medio del cual se inyecta de manera simultánea aire y gas LP, con la ayuda de toberas. El horno también cuenta con una tapa de lámina delgada de acero, la cual tiene un orificio en el centro para permitir la liberación de gases de proceso.

Las mediciones de la temperatura se realizaron directamente en la carga fundida dentro del crisol usando el termopar conectado al multímetro; todas las mediciones se realizaron con el horno encendido para evitar el enfriamiento del horno y de la carga, y cuando esta última alcanzó una temperatura de 950 °C, se mantuvo la temperatura durante un lapso de tiempo de 5 minutos, posteriormente se apagó el horno, se extrajo el crisol del interior y se vació la carga del crisol en una payonera de acero; se dejó enfriar a temperatura ambiente hasta que se solidificaron el lingote y la escoria.

Una vez fríos y solidificados el metal y la escoria, se desmoldó el payón, se golpeó con un martillo para separar el lingote de plomo de la escoria y se pesaron por separado en una microbalanza.

Análisis químico de pastas de plomo, lingotes de plomo y escorias
La pasta de la batería se preparó para ser analizada por medio de volumetrías de plomo para determinar su contenido metálico, empleando 100 g de muestra representativa, de igual manera los lingotes metálicos producidos se analizaron por este método, utilizando rebabas de cada uno de ellos (aproximadamente 20 g), tomados de diferentes secciones del lingote para asegurar que fueran representativos; en contraste, las escorias se molieron hasta 150 micrómetros, se tomaron 100 g de muestra y se analizaron por ICP-ms (plasma de acoplamiento inductivo).

Lixiviación de las escorias
Las pruebas de lixiviación de las escorias se llevaron a cabo bajo el procedimiento y especificaciones de la NOM-053-SEMARNAT-1993 con la finalidad de determinar la toxicidad de las escorias para el ambiente. Dicha prueba sólo se realizó en las escorias de las pruebas de reducción de pastas con mayor recuperación de plomo.

Resultados
En la Tabla 2 se resumen las recuperaciones de plomo obtenidas en cada una de las 9 pruebas, así como la variación de las concentraciones experimentales reales.

Como se puede observar en la Tabla 2, el SiC del crisol es consumido en el proceso de fundición, lo que quiere decir que el carburo de silicio también está tomando parte en las reacciones de reducción de los óxidos presentes en la pasta; lo anterior se debe a que el carbono y el silicio del crisol funcionan como reductores para los óxidos de plomo; esto se puede visualizar en las siguientes reacciones químicas:

3PbO + SiC → 3Pb+ SiO₂ + CO [Ec.1] [3]

3PbO₂ + 2SiC → 3Pb + 2SiO₂ + 2CO [Ec.2] [3]

PbSO₄ + SiC → PbS + SiO₂+ CO₂ [Ec.3]”  [3]

Finalmente, en la Tabla 3 se muestran los resultados arrojados por las pruebas de lixiviación de las muestras 5 y 8; estos resultados se comparan con los límites máximos permisibles enlistados en la NOM-052-SEMARNAT-2005, la cual establece que el límite máximo permitido de Pb es de 5 mg/L, por lo tanto, las escorias producidas en este trabajo son tóxicas para el ambiente ya que rebasan, por mucho, los límites máximos permisibles de Pb. 

Por otro lado, los elementos Ag, As y Cd, que la norma también considera como tóxicos, sí tienen concentraciones por debajo de los límites permitidos, por lo que al ser dispuestas, estos tres no representan una amenaza para la salud humana y el medio ambiente.

Conclusiones
La recuperación de plomo metálico se ve afectada directamente por la cantidad de NaHCO₃ y SIC, además la temperatura juega un papel muy importante en las reacciones de reducción de la pasta.

El SiC como agente reductor brinda una mayor recuperación porque promueve la formación de CO y según los Diagramas de Ellingham, el CO es mejor reductor de plomo que el CO₂.

Las escorias producidas en el proceso son tóxicas para el ambiente ya que la concentración de plomo sobrepasa el límite máximo permisible establecido en la NOM-052-SEMARNAT-2005.

Bibliografía

• [1] Goodwin y F. E. Goodwin, «Enciclopedia Britanica,» 2014. [En línea]. Available: https://www.britannica.com/technology/lead-processing. [Último acceso: 12 1 2019].
• [2] E. d. a. e. e. r. d. b. d. p. f. d. uso, «UPCcommons,» 2003. [En línea]. Available: https://upcommons.upc.edu/handle/2099.1/3095. [Último acceso: 24 Abril 2019].
• [3] M. A. Sanches, «Estudio de la Reducción de la Pasta para la Obtención de Plomo Metálico del Reciclado de las Baterías Ácido-Plomo». Estados Unidos Mexicanos 2015.
• [4] NOM-052-SEMARNAT-2005, «sct.gob.mx,» 23 Junio 2006. [En línea]. Available: http://www.sct.gob.mx/JURE/doc/nom-052-semarnat-2005.pdf. [Último acceso: 13 Marzo 2019].

1. Instituto Politécnico Nacional (UPIIZ-IPN), Blvd. Del Bote s/n, Cerro del Gato, Ejido La Escondida, Ciudad Administrativa, 98160, Zacatecas, México.
Correo electrónico: asperla_5@hotmail.com 
2. Instituto Politécnico Nacional (UPIIH-IPN), Kilómetro 1500 Actopan – Pachuca, México
3. Instituto Politécnico Nacional (ESIQIE-IPN), 07738, Ciudad de México, México

Por: José Guadalupe Moreno Cedillos^a, Francisco Raúl Carrillo Pedroza^a, Ma. De Jesús SoriaAguilar^a, Juan Antonio González Anaya^b

Resumen 
La lixiviación es una técnica de recuperación de materia, en la cual es posible obtener el oro presente en un mineral a través de un ataque con diferentes agentes químicos. De diversos métodos existentes, el más utilizado ha sido la cianuración desde hace más de 100 de años, pero, las malas prácticas de operación, el tiempo tardío de recuperación y la mineralogía compleja (acompañamiento de sulfuros y óxidos de hierro) han puesto en marcha el estudio de diferentes sistemas lixiviantes alternativos. En ese sentido, se plantea la necesidad de generar el conocimiento fundamental que permita valorar y evaluar la posibilidad de extraer metales de interés como el oro mediante una técnica de yoduración, la cual no ha sido estandarizada.  

Dicha técnica propone menos riesgos por las malas prácticas operacionales, una selectividad específica para metales preciosos de interés (oro y plata), además, obtención de una tasa similar de recuperación en comparativa al sistema convencional de la cianuración.  

Para el caso particular de este estudio el rendimiento de extracción de oro se realizó con pruebas químicas, físicas y analíticas, utilizando un mineral proveniente de la industria minera asociado a hematita. El tamaño de partícula fue de (180 µm), obtenido después de un proceso de molienda y tamizado. Las pruebas se realizaron en un tiempo de 60 minutos a 60°C con un pH de entre 6 y 7 a 1200 rpm para el caso de yoduración, mientras que en la cianuración se modificó el tiempo a 3 horas y un pH entre 10 y 12. Los análisis de los productos se llevaron mediante la técnica de Absorción Atómica. Los resultados posteriores a la lixiviación en el sistema de yoduración muestran que se obtuvieron porcentajes de recuperación desde 86.27 hasta 99.92%.

Palabras clave: lixiviación, mineralogía, cianuración, yoduración.

Abstract
Leaching is a technique of material recovery, in which it is possible to obtain the gold present in a mineral through an attack with different chemical agents. Of several existing methods, the most used has been cyanidation for more than 100 years, but, the bad operation practices, the late recovery time and the complex mineralogy (accompanying sulfides and iron oxides) have set in motion the study of different alternative leaching systems. In this sense, there is a need to generate the fundamental knowledge to assess and evaluate the possibility of extracting metals of interest such as gold by means of an iodidation technique, which has not been standardized.  This technique proposes less risks due to bad operational practices, a specific selectivity for precious metals of interest (gold and silver), in addition, obtaining a similar recovery rate compared to the conventional cyanidation system.  For the particular case of this study, the gold extraction performance was carried out with chemical, physical and analytical tests, using an ore from the mining industry associated with hematite. The particle size was (180 µm), obtained after a grinding and sieving process. The tests were carried out in a time of 60 minutes at 60°C with a pH between 6 and 7 at 1200 rpm in the case of iodination, while in cyanidation the time was modified to 3 hours and a pH between 10 and 12. The results after leaching in the iodination system show that recovery percentages ranging from 86.27 to 99.92% were obtained.

Key words: leaching, mineralogy, cyanidation, iodidation.

Introducción 
En los últimos años debido al desarrollo económico global, la demanda de oro ha crecido en gran medida, ante esta situación existe la necesidad de diversas tecnologías de recuperación de metales preciosos. En la hidrometalurgia del oro, la técnica de cianuración es ampliamente utilizada por la industria minera, ha sido así desde hace más de un siglo en las diferentes menas de oro de todo el mundo (Altansukh et al., 2019), en las últimas décadas las leyes de los yacimientos para extracción de oro han estado cayendo, los minerales de interés se encuentran acompañados de óxidos de hierro o sulfuro complicando la extracción efectiva y sencilla (Medina & Anderson, 2020). 

Otro factor metodológico importante es el tiempo de disolución de oro en el medio, provocando jornadas de operación largas (Isaia et al., 2017), diferentes agentes lixiviantes  alternativos al uso del cianuro han sido estudiados e implementados en pruebas preliminares por diversos investigadores, de las múltiples alternativas propuestas, los halógenos han mostrado resultados prometedores debido a su alta selectividad y eficiencia en la disolución de metales preciosos de interés, con una velocidad de reacción  rápidas (Khaing et al., 2019), de los halógenos, el yodo forma el complejo más estable con el oro en solución acuosa, esto se debe a los  iones complejos de yodato de oro,  los cuales tienen menor potencial redox en comparación con otros complejos halogenados. 

Desde la década de los 70´s (Wilson, 1974) propuso un sistema de extracción mediante un sistema halógeno-halogenuro (yodo en solución de yoduro), comprobando la disolución de oro en estos medios. Siguiendo tal fundamento, se han realizado estudios recientes en los que se han reportado resultados favorables de extracción, siendo la matriz procedente materiales procesados como chatarra electrónica, virutas de oro, y mineral tostado. Este sistema se ha catalogado como aceptable, presentando una cinética de reacción muy rápida, excelente adaptabilidad en diferentes rangos de temperatura que van desde los 20°C hasta los 80°C, selectividad para metales preciosos de interés y estabilidad del ion AuI₂^– que va desde 1 hasta 10 en la escala de pH.

El lugol es un reactivo químico conocido como tintura de yodo, en términos generales, es disolución de yodo con yoduro de potasio. En sus inicios fue utilizado para el tratamiento de algunas enfermedades, actualmente también tiene aplicación en la biología molecular (Martín-Sánchez et al., 2013), debido a su composición, las especies químicas presentes en el medio son  útiles como un sistema lixiviante, de esta manera se ve involucrado un halógeno-halogenuro.

Química de la disolución de oro en una solución con yodo
La disolución del oro en una solución de yodo-yoduro se define como una reacción de óxido-reducción (rédox), y la manera de representarse es en una celda electroquímica, en la cual interactúan 2 tipos de reacciones químicas (catódicas y anódicas). Este proceso inicia con la formación del ion I₃^– como (Davis et al., 1993) lo representó en la siguiente ecuación :

I_2(ac) + I^–_(ac) ↔ I₃^–_(ac)      (Ec. 1)

La formación del ion I₃^– aumentará la solubilidad del I₂ a nivel molecular en la solución acuosa, a medida que el ion I^–  incrementa en su concentración.

Las reacciones electroquímicas propuestas a continuación muestran el I₃^– como un agente oxidante.

Au_(s)+2I^–_(ac) → AuI₂^–+ e^– (reacción anódica) (Ec. 2)

Au_(s)+4I^–_(ac) → AuI₄^–_(ac)+ 3e^– (reacción anódica) (Ec. 3)

I₃^–_(ac) +2e^– ↔ 3I^–_(ac) (reacción catódica) (Ec. 4)

2Au_(s)+ I₃^–_(ac)+ I^–_(aq) → 2AuI₂^–_(ac)

2Au_(s)+ I₃^–_(ac) → 2AuI₄^–_(ac)+ I^–_(aq)

En el sistema yodo-yoduro, I₃^– es el ion crucial, debido a que actúa como el agente oxidante para la oxidación del oro elemental en el complejo Oro (I)-yoduro,  (Liang & Li, 2019) demostraron que en todo el sistema las condiciones de reacción están depedientes a la generación del ion I₃^– ; de acuerdo con el análisis termodinámico y electroquímico el oro metálico es oxidado para producir AuI₂^–  y AuI₄^–. El AuI₂^– es más estable, y dicha estabilidad confiere su propiedad a una condición de un rango de pH de 0 a 12, y se obtiene un potencial eléctrico de comparándolo con el potencial eléctrico del oxidante 0.5316 V .

La formación del complejo entre yodo y oro (AuI₂^–) se muestra en la figura 1, en donde es posible observar que la condición para que se forme en un medio acuoso será posible en un rango amplio de pH que va desde 1 hasta 9, y en medios completamente bajos se puede empezar a dificultar su formación.

Química de la disolución de oro en una solución con cianuro
En el proceso de cianuración del oro se han propuesto múltiples teorías químicas para demostrar cómo es que ocurre el proceso.  (Elsner, 1846) demostró que es de vital importancia la presencia de oxígeno para retener el oro en la solución cianurada. Tal como se presenta en la siguiente ecuación:

4Au+8NaCN+ O₂+2H₂O → 4NaAu(CN)₂+4NaOH (Ec. 5)

Janin (1888), propuso con estudios que durante la cianuración se generaba gas hidrógeno y es representado en la ecuación 6:

2Au+4NaCN+ 2H₂O → 2NaAu(CN)₂+2NaOH+ H₂ (Ec. 6)

Pese a esto Maclaurin y Christy (1893), rechazaron dicha teoría debido a que en aspectos termodinámicos no era posible y la teoría de Elsner fue rechazada, como se muestra en las ecuaciones 7 y 8.

2Au+4NaCN+O₂+2H₂O → 2NaAu(CN)₂+2NaOH+ H₂O₂ (Ec. 7)

H₂O₂+2Au+4NaCN → 2NaAu(CN)₂+2NaOH (Ec.8)

En la figura 2, podemos observar que el compuesto entre el cianuro y el oro (Au(CN)₂^–) se obtiene en pH completamente básicos.

Metodología
Preparación de muestras
Los minerales utilizados en este proyecto se obtuvieron procedente de la industria minera como un producto de flotación, las características del mineral son asociados a hematita, se tiene como datos procedentes de las cabezas los siguientes: Muestra I 44 g/Ton, muestra II 22 g/Ton y muestra III 66 g/Ton.

Se realizó la distribución de tamaño de partículas del concentrado mineral con mallas Tyler, en este caso No. 80 (180 µm), con la finalidad de hacer la disolución del mineral más efectiva.

Yoduración 
Los reactivos utilizados para el estudio fueron Lugol comercial, KI y agua destilada, la solución preparada es de 0.03 M. El proceso de recuperación se llevó a cabo en vasos de precipitado de 400 mL y la muestra requerida para cada prueba fue de 50 g, previamente seca, molida y tamizada.

La solución se mantuvo una temperatura constante de 60 °C a 1200 r.p.m.  con agitación magnética durante 60 minutos. Durante todo el proceso de lixiviación en medio yodo-yoduro el valor registrado fue de pH 6 y 7. La solución resultante fue filtrada recuperando la muestra sólida y liquida, para su posterior cuantificación y caracterización.

Cianuración en caliente
Se preparó una solución 4 M de NaOH, al disolverse completamente se agregó NaCN en proporción 0.6% p/v y mineral al 25% p/v. El proceso se llevó a cabo en un vaso de precipitado, a 60 °C por 3 horas a una revolución de 1200 r.p.m., es importante tener cuidado con los vapores generados de cianuro. Una vez pasadas las 3 horas se filtró recuperando sólido y líquido.

Caracterización por absorción atómica 
La técnica de absorción atómica sirvió para la determinación de Au presente en las muestras en cada sistema lixiviante, la presencia de Au fue posible en todas las muestras analizadas, cabe destacar que esta técnica se empleó para conocer cuánto porcentaje de Au se recuperó y, de esta manera identificar el efecto de cada sistema lixiviante. Para el análisis se utilizó el equipo de absorción atómica (Varían SpectrAA 220FS, France) con los parámetros de soluciones estándar de ppm para determinación Au.

Cálculo económico
Se realizó con la verificación de precios en Sigma-Aldrich el día 8 de febrero de 2022, con base en los reactivos cuantificados y utilizados en ambos sistemas, para fines de este estudio no se tuvieron en cuenta gastos de consumo energético.

Resultados

En la Tabla 1 se muestran los resultados de los contenidos de oro del mineral en las muestras en ppm, calculado por la expresión:

El líquido resultante de las lixiviaciones fue analizado por absorción atómica y se obtuvieron los datos representados en la tabla 2.

Se determinó el porcentaje de recuperación con ayuda del siguiente cálculo (Ribeiro et al., 2019), la información se puede observar en la Tabla 4 y Figura 3.

Discusión de Resultados
Los datos obtenidos fueron posibles a través del método de absorción atómica solamente, y  reflejan una lixiviación efectiva de un mineral de origen no refractario, en el caso del sistema de yoduración fue realizada en lapsos de 60 minutos mientras que por su parte la cianuración se realizó en 3 horas, para la muestra I se indica una extracción con diferencia de un 2% en ambos sistemas lixiviantes, siendo la cianuración el que obtuvo una tasa de recuperación más alta con 97.63 % mientras que en la yoduración 95.45%. 

Es importante aclarar que estos sistemas obedecen una cinética en la cual el agente oxidante I₃^–_(ac) complejo de halógeno logró complejar mediante el agente oxidante  de manera más rápida el oro presente en el mineral, mientras que el cianuro obedece una cinética más lenta (Sousa etal., 2021).

En la muestra II la cianuración sigue siendo el sistema lixiviante con la mayor tasa de recuperación teniendo un 95.45%, frente a la yoduración con 86.27%, la única diferencia es la ley del mineral, el cual podría estar asociado a otros minerales que interactúen con el yodo para formar complejos, teniendo una menor extracción.

La muestra III nos reveló un porciento de recuperación igual entre ambos sistemas lixiviantes; generalmente una de las razones por las que la cianuración presenta ser mejor candidato es debido a la cantidad de reactivo utilizado durante el proceso de recuperación (Altinkaya et al., 2020).

De acuerdo con el análisis económico de ambos sistemas, el uso del cianuro sigue siendo el más económico, debido a que su coste es cinco veces menor. Es importante tomar en cuenta que ambas lixiviaciones tuvieron resultados similares con la diferencia que la cianuración le tomó el triple de tiempo frente a la yoduración; su porcentaje de recuperación indica la posibilidad de reutilización de reactivos en posteriores campañas de extracción como lo describe (Meng et al., 2020). Los resultados de los análisis mostrados en la Tabla 5 no deben tomarse como definitivos, siendo que nos muestran datos preliminares del tema de estudio, y no se han incluido parámetros que tienen importante relevancia en la reducción de costos, sobre todo aunados a la reutilización del medio lixiviante, tipo de reactivos y tecnología implementada.

Conclusión 

• Los porcentajes de recuperación obtenidos en las 3 muestras en los diferentes sistemas lixiviantes fueron exitosos, debido a que se extrajo más del 80% del oro contenido en el mineral, bajo las condiciones delimitadas por sus cinética y termodinámica.
• Los resultados de las lixiviaciones de los métodos alternos nos muestran que, sí es posible competir contra el método de cianuración, pero es importante conocer las condiciones óptimas de reacción, por lo cual se propone un estudio cinético para optimización del proceso de lixiviación mediante el uso de ambos sistemas.
• Se obtuvo una amplia ventaja en tiempos de operación, la cianuración efectiva emplea 72 horas en escalas industriales, debido a su cinética, mientras que la lixiviación con yoduración nos muestra resultados favorables en 60 minutos, el triple del tiempo empleado en el sistema comparado; teniendo resultados muy similares, sin contar que los efluentes no son igual de contaminantes que los producidos por el método convencional, y pese a que existe una metodología implementada para el manejo de dichos residuos no deja de ser sumamente peligroso.
• Aunque los métodos alternos presentan propiedades muy atractivas aún se tiene que competir contra la cianuración a un nivel económico, sobre todo tomando en cuenta que se pueden reducir costes por tiempos de producción, por la reutilización del sistema yodo-yoduro en diferentes campañas de extracción de manera sencilla, en comparación a otros sistemas que requieren el uso de tecnología, agentes químicos y tiempo prolongado, por esa razón, es  indispensable el estudio de los agentes oxidantes producidos en las lixiviaciones con halógenos, esto permitirá reducir costos significativamente,  con la finalidad de poder escalar en las diferentes etapas teniendo un resultado de costo real por campaña de lixiviación y poder ser implementado en las minas en años futuros.

Agradecimientos 
Moreno Cedillos agradece al CONACYT por la Beca otorgada para realizar sus estudios de posgrado, dentro del Programa de Maestría en Ciencia y Tecnología de la Metalurgia Universidad Autónoma de Coahuila.

Referencias 

• Altansukh, B., Haga, K., Huang, H. H., & Shibayama, A. (2019). Gold recovery from waste printed circuit boards by advanced hydrometallurgical processing. Materials Transactions, 60(2), 287–296. https://doi.org/10.2320/matertrans.M2018328
• Altinkaya, P., Wang, Z., Korolev, I., Hamuyuni, J., Haapalainen, M., Kolehmainen, E., Yliniemi, K., & Lundström, M. (2020). Leaching and recovery of gold from ore in cyanide-free glycine media. Minerals Engineering, 158(August), 106610. https://doi.org/10.1016/j.mineng.2020.106610
• Davis, A., Tran, T., & Young, D. R. (1993). Solution chemistry of iodide leaching of gold. Hydrometallurgy, 32(2), 143–159. https://doi.org/10.1016/0304-386X(93)90020-E
• Elsner, L. (1846). Beobachtungen iiber das Verhalten regdischer Metalle in einer wiissrigen Liisung yon Cyankalium. Journal Für Praktische Chemie, 37(Wiley Online Library), 441–446. https://doi.org/https://doi.org/10.1002/prac.18460370167
• Isaia, F., Aragoni, M. C., Arca, M., Caltagirone, C., Castellano, C., De Filippo, G., Garau, A., Lippolis, V., & Pivetta, T. (2017). Gold and palladium oxidation/complexation in water by a thioamide-iodine leaching system. Green Chemistryfile:///C:/Users/JOSE MORENO/Downloads/Fu2019.Pdf, 19(19), 4591–4599. https://doi.org/10.1039/c7gc01310h
• Janin Jr, L. (1888). Cyanide of potassium as a lixiviate agent for silver ores and mineral. Cyanide of Potassium as a Lixiviate Agent for Silver Ores and Mineral, 46(Eng. J), 548–549.
• Khaing, S. Y., Sugai, Y., & Sasaki, K. (2019). Gold Dissolution from Ore with Iodide-Oxidising Bacteria. Scientific Reports, 9(1), 1–11. https://doi.org/10.1038/s41598-019-41004-8
• Liang, C. J., & Li, J. Y. (2019). Recovery of gold in iodine-iodide system–a review. In Separation Science and Technology (Philadelphia) (Vol. 54, Issue 6, pp. 1055–1066). Taylor and Francis Inc. https://doi.org/10.1080/01496395.2018.1523931
• Martín-Sánchez, M., Martín-Sánchez, M. T., & Pinto, G. (2013). Reactivo de Lugol: Historia de su descubrimiento y aplicaciones didácticas. Educación Química, 24(1), 31–36. https://doi.org/10.1016/s0187-893x(13)73192-6
• Medina, D., & Anderson, C. G. (2020). A review of the cyanidation treatment of copper-gold ores and concentrates. Metals, 10(7), 1–11. https://doi.org/10.3390/met10070897
• Meng, Q., Li, G., Kang, H., Yan, X., Wang, H., & Xu, D. (2020). A study of the electrodeposition of gold process in iodine leaching solution. Metals, 10(1). https://doi.org/10.3390/met10010050
• Ribeiro, P. P. M., Santos, I. D. Dos, & Dutra, A. J. B. (2019). Copper and metals concentration from printed circuit boards using a zig-zag classifier. Journal of Materials Research and Technology, 8(1), 513–520. https://doi.org/10.1016/j.jmrt.2018.05.003
• Sousa, R., Regufe, M. J., Fiúza, A., Leite, M. M., & Futuro, A. (2021). A systematic review of sustainable gold extraction from raw ores using alternative leaching reagents. The Extractive Industries and Society, 101–118. https://doi.org/10.1016/J.EXIS.2021.101018
• Wilson, H. W. (1974). NOBLE METALS SOLVATION AGENTS-HY DROXYKETONES AND IODINE AND IODIDE (Patent No. 3,826,750). United States Patent Office. http://patentimages.storage.googleapis.com/pdfs/US3826750.pdf

a. Universidad Autónoma de Coahuila, Facultad de Metalurgia, Carretera 57, km 5, C. P.25710, Monclova, Coahuila, México.
b. Universidad Autónoma de Zacatecas, Unidad Académica de Ciencias de la Tierra, Avenida Universidad 108, Progreso, 98050 Zacatecas, Zacatecas. 

Correo electrónico: josemorenocedillos@audec.edu.mx