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<article-title xml:lang="es"><![CDATA[Efecto de la Temperatura y Concentración de Tiosulfatos sobre la Velocidad de Disolución de Plata contenida en Desechos Mineros usando Soluciones S2O3(2-)-O2-Zn2+]]></article-title>
<article-title xml:lang="en"><![CDATA[Temperature and Concentration Effect of Thiosulfates on the Dissolution Rate of Silver contained in Mining Waste using S2O3(2-)-O2-Zn2+ Solutions]]></article-title>
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<abstract abstract-type="short" xml:lang="en"><p><![CDATA[The effect of the temperature and thiosulfate concentration on the dissolution rate of silver contained in mining wastes, using the system S2O3(2-)-O2-Zn2+ was studied. In the State of Hidalgo in México, thousands of tons of waste mining having around 71 grams of silver per ton of waste have been accumulated over the years. This is the main reason that motivates this study. It was observed that the temperature drastically affects the leaching rate of the silver showing an activation energy Ea= 55.85 kJ mol-1, implying that the dissolution reaction is controlled by the chemical reaction. The thiosulfate concentration shows a considerable influence on the precious metal dissolution rate. The maximum silver dissolution was found to be approximately 97% at 45 °C and 40 gL-1 of [S2O3(2-)]. It is concluded that the process studied represents a good alternative when compared to other processes such as the toxic cyanidation reaction.]]></p></abstract>
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</front><body><![CDATA[  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">Informaci&oacute;n Tecnol&oacute;gica Vol. 23(4), 133&#45;138 (2012)</font></p>  	    <p align="right"><font face="verdana" size="2"><strong>ART&Iacute;CULOS VARIOS</strong></font></p> 	    <p align="justify">&nbsp;</p> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="4"><strong>Efecto de la Temperatura y Concentraci&oacute;n de Tiosulfatos sobre la Velocidad de Disoluci&oacute;n de Plata contenida en Desechos Mineros usando Soluciones S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>-O<sub>2</sub>-Zn<sup>2+</sup></strong></font></p> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="3"><b>Temperature and Concentration Effect of Thiosulfates on the Dissolution Rate of Silver contained in Mining Waste using S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>-O<sub>2</sub>-Zn<sup>2+</sup> Solutions</b></font></p> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><b></b></font></p> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><b>Julio C. Ju&aacute;rez, Isauro Rivera, Francisco Pati&ntilde;o, Mar&iacute;a I. Reyes</b></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">Universidad Aut&oacute;noma del Estado de Hidalgo, &Aacute;rea Acad&eacute;mica de Ciencias de la Tierra y Materiales, Carretera Pachuca&#45;Tulancingo Km. 4.5, C.P. 42184 Mineral de la Reforma, Hidalgo&#45;M&eacute;xico. (e&#45;mail: <a href="jutj731101@hotmail.com" target="_blank">jutj731101@hotmail.com</a>)</font></p>  	<hr align="left" width="100%" size="1" noshade> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><b>Resumen</b></font></p>  	    ]]></body>
<body><![CDATA[<p align="justify"><font face="verdana" size="2">Se estudi&oacute; el efecto de la temperatura y la concentraci&oacute;n de tiosulfatos sobre la velocidad de disoluci&oacute;n de la plata contenida en desechos mineros, utilizando el sistema S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>-O<sub>2</sub>-Zn<sup>2+</sup>. En el Estado de Hidalgo en M&eacute;xico hay miles de toneladas de desechos mineros con contenidos de plata del orden de 71 gramos de plata por tonelada de desecho, raz&oacute;n que motiva el estudio. Se observ&oacute; que la temperatura influye dr&aacute;sticamente sobre la velocidad de lixiviaci&oacute;n de la plata, presentando una energ&iacute;a de activaci&oacute;n Ea= 55.85 kJ mol<sup>&#45;1</sup>, indicando que la reacci&oacute;n de disoluci&oacute;n est&aacute; controlada por la reacci&oacute;n qu&iacute;mica. La concentraci&oacute;n de tiosulfatos presenta una considerable influencia sobre la velocidad de disoluci&oacute;n del metal precioso. La m&aacute;xima disoluci&oacute;n de plata fue de aproximadamente 97% a 45 &deg;C y 40 gL<sup>&#45;1</sup> de &#91;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>&#93;. Se concluye que el proceso estudiado parece una buena alternativa a otros procesos como la t&oacute;xica cianuraci&oacute;n.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><i><strong>Palabras clave:</strong> lixiviaci&oacute;n, desechos mineros, plata, tiosulfatos</i></font></p> 	<hr align="left" width="100%" size="1" noshade> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><b>Abstract</b></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">The effect of the temperature and thiosulfate concentration on the dissolution rate of silver contained in mining wastes, using the system S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>-O<sub>2</sub>-Zn<sup>2+</sup> was studied. In the State of Hidalgo in M&eacute;xico, thousands of tons of waste mining having around 71 grams of silver per ton of waste have been accumulated over the years. This is the main reason that motivates this study. It was observed that the temperature drastically affects the leaching rate of the silver showing an activation energy Ea= 55.85 kJ mol<sup>&#45;1</sup>, implying that the dissolution reaction is controlled by the chemical reaction. The thiosulfate concentration shows a considerable influence on the precious metal dissolution rate. The maximum silver dissolution was found to be approximately 97% at 45 &deg;C and 40 gL<sup>&#45;1</sup> of &#91;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>&#93;. It is concluded that the process studied represents a good alternative when compared to other processes such as the toxic cyanidation reaction.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><i><strong>Keywords:</strong> leaching, tailings, silver, thiosulfates</i></font></p> 	<hr align="left" width="100%" size="1" noshade> 	    <p align="justify">&nbsp;</p> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="3"><b>INTRODUCCI&Oacute;N</b></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">La plata forma parte importante en la econom&iacute;a de M&eacute;xico, debido a que es uno de los principales productores de este metal precioso a nivel mundial, por m&aacute;s de cien a&ntilde;os el proceso de cianuraci&oacute;n ha sido utilizado para la extracci&oacute;n de valores met&aacute;licos como el oro y la plata a partir de sus minerales, sin embargo una de las desventajas que tiene este proceso es su alto grado de toxicidad, adem&aacute;s que los minerales refractarios no pueden ser tratados por este proceso convencional debido a que se requieren altos consumos de cianuro y las recuperaciones son muy limitadas. Esta es una de las razones para buscar alternativas de reactivos lixiviantes, el sistema basado en la lixiviaci&oacute;n con tiosulfatos (S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>) es considerado en la actualidad una alternativa no toxica al proceso de cianuraci&oacute;n (Jeffrey et al., 2002, Rivera 2003 y Muir et al. 2005) y como medio de disoluci&oacute;n de minerales refractarios (Schmitz et al., 2001) ya que una de las ventajas del proceso con respecto al cianuro es la selectividad en la extracci&oacute;n de plata contenida en fases refractarias. El inter&eacute;s de buscar alternativas al cianuro como reactivo lixiviante es principalmente, intentar aumentar el grado de disoluci&oacute;n de metales preciosos contenidos en minerales refractarios, Pocos estudios se han llevado a cabo con tiosulfatos debido a la mineralog&iacute;a y a la complejidad de la qu&iacute;mica de la soluci&oacute;n (Breuer et al., 2000, Jeffrey 2001 y Feng et al., 2007). De las primeras investigaciones que se tienen reportadas es la que realizaron (Zipperian et al., 1988) quienes estudiaron la disoluci&oacute;n de oro y plata de minerales de riolita, alcanzando una extracci&oacute;n de plata del 60 % aproximadamente para tiempos de lixiviaci&oacute;n de 3 horas y con concentraciones de tiosulfatos del 42 %, la temperatura influye dram&aacute;ticamente en la extracci&oacute;n de plata, increment&aacute;ndose desde 18 % para temperatura del orden de 25&deg;C, a extracciones del 60 % para 60&deg;C., (Kuzug&uuml;denli, O. E. and Kantar, C. 1999) reportan que los tiosulfatos son una buena alternativa para la lixiviaci&oacute;n del oro, mencionan que el proceso se ve favorecido con la presencia de iones de cobre y que la temperatura y la concentraci&oacute;n de ox&iacute;geno disuelto, son los principales factores que afectan la velocidad de disoluci&oacute;n del metal. (Jeffrey et al., 2000), llevaron a cabo la lixiviaci&oacute;n de oro y plata utilizando una microbalanza rotatoria electroqu&iacute;mica de cristal de cuarzo; en el estudio, se menciona que la velocidad de disoluci&oacute;n esta limitada por la difusi&oacute;n del ion c&uacute;prico. Se calcula tambi&eacute;n, el coeficiente de difusi&oacute;n de acuerdo a la ley de Levich, encontrando que la reacci&oacute;n est&aacute; controlada por difusi&oacute;n en pel&iacute;cula. (McNulty, T. 2001) realiz&oacute; la investigaci&oacute;n de cinco sistemas diferentes, para encontrar agentes lixiviantes alternativos al cianuro, para la lixiviaci&oacute;n de oro y plata, reportando que no existe ninguna raz&oacute;n convincente para que estos sistemas no alcancen el porcentaje de oro disuelto comparado con el proceso de cianuraci&oacute;n. Recientemente, (Hern&aacute;ndez, 2009), estudia la recuperaci&oacute;n de Ag contenida en escombreras previamente remolidas en medio tiosulfatos, sin el uso de catalizadores de reacci&oacute;n, alcanzando recuperaciones del 66 % a 25&deg;C, en un tiempo de 4 horas.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">El presente estudio, se desarroll&oacute; con el objetivo de optimizar el proceso de lixiviaci&oacute;n de plata en medio O<sub>2</sub>&#45;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup> con la adici&oacute;n de Zn<sup>2+</sup> como catalizador, en un rango de temperaturas establecido, para alcanzar las m&aacute;ximas disoluciones de plata en tiempos m&aacute;s cortos.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="3"><b>PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL</b></font></p>  	    ]]></body>
<body><![CDATA[<p align="justify"><font face="verdana" size="2">Para desarrollar esta investigaci&oacute;n se utilizaron los jales de dos Carlos, del Estado de Hidalgo, M&eacute;xico, debido a que &eacute;sta &aacute;rea cuenta con un volumen total de 14.3 millones de toneladas m&eacute;tricas. Las muestras extra&iacute;das en campo fueron homogenizadas para caracterizarlas qu&iacute;mica y mineral&oacute;gicamente, haciendo uso de las t&eacute;cnicas de Difracci&oacute;n de Rayos X (DRX), Fluorescencia de Rayos X (FRX), Espectroscopia de emisi&oacute;n por plasma acoplado por inducci&oacute;n (ICP) y Copelaci&oacute;n. Los experimentos de lixiviaci&oacute;n se llevaron a cabo en un reactor de vidrio convencional de 500 mL de capacidad, montado en una parrilla con medidor de la velocidad de agitaci&oacute;n y controlador de temperatura.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">Se implement&oacute; un sistema de medici&oacute;n continuo de pH basado en un pH&#45;metro, equipado con un electrodo de pH apto para operar en condiciones extremas de acidez y alcalinidad (rango de pH de 0&#45;14). Los ajustes de pH de los experimentos, se realizaron adicionando una soluci&oacute;n H2SO4 al 1 % directamente al reactor por medio de una bureta graduada. Se inyecto ox&iacute;geno para dar una atm de presi&oacute;n en el interior del reactor. La temperatura del sistema fue controlada por medio de </font><font face="verdana" size="2">un termopar acoplado a la parrilla de calentamiento. El inicio de la reacci&oacute;n se tom&oacute; como aquel instante en que la muestra del mineral entra en contacto con la soluci&oacute;n lixiviante. Se tomaron muestras a diferentes tiempos t. Las condiciones experimentales utilizadas en el presente estudio cin&eacute;tico se presentan en la <a href="#t1">Tabla 1</a> .</font></p>  	    <p align="center"><font face="verdana" size="2"><a name="t1"></a><strong>Tabla 1: </strong>Condiciones experimentales del estudio.</font></p>  	    <p align="center"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-t1.jpg" width="502" height="180"></p>  	    
<p align="justify"><font face="verdana" size="2">Las soluciones de muestras extra&iacute;das en los experimentos de lixiviaci&oacute;n, fueron analizadas por Espectrofotometr&iacute;a de Absorci&oacute;n At&oacute;mica (EAA) para determinar la concentraci&oacute;n de plata en soluci&oacute;n al tiempo t.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">La fracci&oacute;n de plata fue calculada de acuerdo a la siguiente expresi&oacute;n:</font></p>  	    <p align="justify"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-f1.jpg" width="650" height="63"></p> 	    
<p align="justify"><font face="verdana" size="2">Donde: Xs= Fracci&oacute;n de Ag en soluci&oacute;n, &#91;Ag&#93;sol = Concentraci&oacute;n de Ag en un tiempo t, &#91;Ag&#93;T = Concentraci&oacute;n de plata total.</font></p> 	    <p align="justify"><font face="verdana" size="3"><b>RESULTADOS Y DISCUSI&Oacute;N</b></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><i><strong>Caracterizaci&oacute;n del mineral</strong></i></font></p>  	    ]]></body>
<body><![CDATA[<p align="justify"><font face="verdana" size="2">Los resultados obtenidos de las t&eacute;cnicas de caracterizaci&oacute;n mencionadas en la metodolog&iacute;a confirman que la composici&oacute;n qu&iacute;mica del mineral de inicio, est&aacute; compuesta en su mayor&iacute;a por SiO2 (75 %), seguido de AlS<sub>2</sub>O<sub>3</sub> (8 %), Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub> (5 %), SO<sub>3</sub> (5 %), K<sub>2</sub>O (3.4 %), CaO (1.5 %), Na<sub>2</sub>O (0.4 %), MgO (0.4 %) TiO<sub>2</sub> (0.3 %), MnO (0.15 %) y P<sub>2</sub>O<sub>5</sub> (0.1 %), mientras que la concentraci&oacute;n del metal precioso plata se encuentra en el orden de 71 g/ton<sup>&#45;1</sup>.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><i><strong>Efecto concentraci&oacute;n de tiosulfatos</strong></i></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">Para conocer el efecto del agente complejante sobre el grado de disoluci&oacute;n de la plata, se realizaron varios experimentos a diferentes concentraciones de tiosulfatos, la representaci&oacute;n gr&aacute;fica de los valores obtenidos en la lixiviaci&oacute;n de Ag<sup>+</sup> se presenta en la <a href="#f1">Figura 1</a> , en la cual se observa que para la menor concentraci&oacute;n de tiosulfatos se obtiene una recuperaci&oacute;n del 48 %, la cual va incrementando al aumentar la concentraci&oacute;n del tiosulfatos, hasta alcanzar un m&aacute;ximo de liberaci&oacute;n de plata en soluci&oacute;n (69.4 %) al utilizar 40 gL<sup>&#45;1</sup> de tiosulfatos; sin embargo, para concentraciones altas de tiosulfatos la disoluci&oacute;n del metal precioso es del 64.9 %.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">Las constantes experimentales de velocidad (Kexp) fueron calculadas mediante regresi&oacute;n lineal a partir de las curvas de &#91;Ag&#93; en soluci&oacute;n frente al tiempo, de los experimentos de lixiviaci&oacute;n, el valor de la pendiente representa la Kexp. El orden de reacci&oacute;n (n) se determin&oacute; por regresi&oacute;n lineal graficando el log &#91;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2&#45;</sup>&#93; frente al log de las Kexp, para obtener la l&iacute;nea recta de pendiente m, que nos indica el valor de n el cual se establece en n=0.39 en el rango de 5 a 20 gL<sup>&#45;1</sup> y de n=0 en el rango de 20 a 100 gL<sup>&#45;1</sup>, como se puede observar existe un punto de saturaci&oacute;n del agente complejante para la lixiviaci&oacute;n de plata, el cual se puede observar en la <a href="#f2">Figura 2</a> .</font></p> 	    <p align="center"><font face="verdana" size="2"><a name="f1"></a></font></p>     <p align="center"><font face="verdana" size="2"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-1.jpg" width="323" height="293"></font></p> 	    
<p align="center"><font face="verdana" size="2"><strong>Fig.1:</strong> Porcentaje de &#91;Ag&#93; en soluci&oacute;n en funci&oacute;n del tiempo a diferentes concentraciones de tiosulfatos.</font></p> 	    <p align="center"><font face="verdana" size="2"><a name="f2"></a></font></p>     <p align="center"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-2.jpg" width="332" height="290"></p>  	    
<p align="center" dir="rtl"><font face="verdana" size="2"><strong>Fig. 2:</strong> Dependencia de la K<sub>exp</sub> frente a la &#91;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>&#93; Orden de reacci&oacute;n n= 0.39, en el rango de 5 a 20 gL<sup>-1</sup>.</font></p>      ]]></body>
<body><![CDATA[<p align="left"><font face="verdana" size="2"><i><strong>Efecto Temperatura</strong></i></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">Otra variable muv importante en este trabajo fue la temperatura, en la <a href="#f3">Figura 3</a>  se representan los valores obtenidos de los experimentos en el rango de temperaturas evaluado. En la cual se puede observar, tiempos de ataque de 240 minutos &#957; que a 25 &deg;C la recuperaci&oacute;n de plata en soluci&oacute;n es del 54.6 %, mientras que para 45 &deg;C se incrementa dr&aacute;sticamente &eacute;sta recuperaci&oacute;n, hasta alcanzar un 97.13 % de plata en soluci&oacute;n, es decir hav un aumento muv significativo de Ag en la soluci&oacute;n lixiviante al incrementar la temperatura en el proceso. Estos resultados son consistentes con lo reportado por (Zipperian et al., 1988) &#957; (Kuzug&uuml;denli, O. E. and Kantar, C., 1999); sin embargo, en &eacute;sta investigaci&oacute;n se obtiene mavor porcentaje de disoluci&oacute;n del metal precioso.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">El par&aacute;metro cin&eacute;tico para determinar el tipo de control de una reacci&oacute;n qu&iacute;mica es la energ&iacute;a de activaci&oacute;n (Ea), la cual est&aacute; relacionada a la ecuaci&oacute;n de Arrhenius de acuerdo a la siguiente ecuaci&oacute;n.</font></p> 	    <p align="center"><font face="verdana" size="2"><a name="f3"></a></font></p>     <p align="center"><font face="verdana" size="2"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-3.jpg" width="330" height="282"></font></p>  	    
<p align="center"><font face="verdana" size="2"><strong>Fig. 3:</strong> Porcentaje de &#91;Ag&#93; en soluci&oacute;n en funci&oacute;n del tiempo, a diferentes temperaturas.</font></p>      <p align="left"><font face="verdana" size="2">Para calcular la energ&iacute;a de activaci&oacute;n del sistema, se grafican los valores que se presentan en la <a href="#t2">Tabla 2</a>  del logaritmo neperiano de Kexp en funci&oacute;n del rec&iacute;proco de la temperatura, en donde la pendiente del ajuste lineal de los datos experimentales representa la energ&iacute;a de activaci&oacute;n (Ea) dividida por el valor negativo de la constante universal de los gases (R), como se muestra en la <a href="#f4">Figura 4</a> .</font></p>  	    <p align="center"><font face="verdana" size="2"><a name="t2"></a><strong>Tabla 2:</strong> Dependencia de la Kexp en funci&oacute;n de la temperatura.</font></p> 	    <p align="center"><font size="2" face="verdana"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-t2.jpg" width="671" height="112"></font></p> 	    
<p align="center"><font face="verdana" size="2"><a name="f4"></a></font></p>     ]]></body>
<body><![CDATA[<p align="center"><font size="2" face="verdana"><img src="/fbpe/img/infotec/v23n4/art15-4.jpg" width="355" height="284"></font></p> 	    
<p align="center"><font face="verdana" size="2"><strong>Fig. 4:</strong> Dependencia de la Kexp en funci&oacute;n de la temperatura. Energ&iacute;a de activaci&oacute;n Ea= 55.85 kJ mol<sup>1</sup></font></p>      <p align="left"><font face="verdana" size="2">En esta Figura se representan gr&aacute;ficamente las constantes experimentales (ln de Kexp) frente a la variaci&oacute;n de la temperatura (1000/T), donde se obtiene una pendiente negativa, la cual nos permite calcular la energ&iacute;a de activaci&oacute;n del sistema, que para este caso fue establecida en 55.85 </font><font face="verdana" size="2">kJ mol<sup>-1</sup>, este valor es indicativo del claro efecto de la temperatura sobre la velocidad global de la reacci&oacute;n. Es bien conocido que valores superiores a 40 kJ mol<sup>-1</sup> de energ&iacute;a de activaci&oacute;n corresponden a procesos controlados por la propia reacci&oacute;n qu&iacute;mica.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="3"><b>CONCLUSIONES</b></font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="2">En el proceso de lixiviaci&oacute;n de plata propuesto, se observ&oacute; que al incrementar la concentraci&oacute;n de tiosulfatos, aumenta la plata disuelta en la soluci&oacute;n lixiviante, siendo del 48.35 % al utilizar una concentraci&oacute;n de 5 gL<sup>-1</sup>, hasta 69.4 % para una concentraci&oacute;n de 40 gL<sup>-1</sup> a temperatura ambiente. El orden de reacci&oacute;n frente a la &#91;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>&#93; fue de n=0.39 en el rango de 5 a 20 gL<sup>-1</sup>. La temperatura tiene una marcada influencia sobre el grado de disoluci&oacute;n de la plata. La energ&iacute;a de activaci&oacute;n del sistema es de 55.85 kJ mol<sup>-1</sup>, indicativo que el proceso est&aacute; controlado por la reacci&oacute;n qu&iacute;mica. As&iacute; mismo, al incrementar la temperatura se elev&oacute; la recuperaci&oacute;n del metal precioso, obteniendo recuperaciones del 54.6 % a 25 &deg;C, increment&aacute;ndose hasta el 97.13 % a 45 &deg;C, con 20 gL<sup>-1</sup> de &#91;S<sub>2</sub>O<sub>3</sub><sup>2-</sup>&#93;. Adem&aacute;s que el proceso de disoluci&oacute;n de plata se ve favorecido por la presencia de iones de Zn<sup>2+</sup>. Por lo tanto el sistema propuesto puede ser una buena alternativa para recuperar la plata contenida en residuos mineros.</font></p>  	    <p align="justify"><font face="verdana" size="3"><b>REFERENCIAS</b></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Ballester, A., Verdeja, L.F. y Sancho, J., <i>Metalurgia Extractiva, Fundamentos,</i> vol. 1, Editorial S&iacute;ntesis, Espa&ntilde;a, (2000).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500001&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Breuer P. L. y Jeffrey M. I., <i>Thiosulfate leaching kinetics of gold in the presence of cupper an ammonia,</i> Hydrometallurgy, 442-452,(2000).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500002&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    ]]></body>
<body><![CDATA[<!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">D. Zipperian, S. Raghavan, J.P. Wilson. <i>Gold and silver extraction by ammoniacal thiosulfate leaching from a rhyolite ore.</i> Hydrometallurgy, 19-361, (1988).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500003&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Feng D. y Van Deventer J. S., <i>The role of oxygen in thiosulfate leaching of gold,</i> Hydrometallurgy, 85, 193-202, (2007).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500004&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Hern&aacute;ndez A. J., <i>Cin&eacute;tica de molienda y recuperaci&oacute;n de Ag mediante procesos convencionales y no convencionales de las escombreras de la industria minero&#45;metal&uacute;rgica del Estado de Hidalgo,</i> Tesis de Doctor en Ciencias, AACTvM, UAEH, M&eacute;xico, (2009).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500005&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Jeffrey M.I., <i>Kinetic aspects of gold and silver leaching in ammonia&#45;thiosulfate solutions.</i> Hydrometallurgy, 60, 7-16, (2001).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500006&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Jeffrey M. I., Breuer P. L. W. L. y Choo W. L., <i>A kinetic study that compares the leaching of gold in the cyanide, thiosulfate and chloride system,</i> Metallurgical and. Materials Transactions B, 32B, 979-986, </font><font face="verdana" size="2">(2002).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500007&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    ]]></body>
<body><![CDATA[<!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Kuzug&uuml;denli, O. E., Kantar, C. <i>Alternatives to gold recovery by cyanide leaching,</i> Erc. Univ. Fen Bil. Derg. 15, 1-2 ,127-119, (1999).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500008&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Levenspiel, O., <i>Ingenier&iacute;a de las reacciones qu&iacute;micas,</i> Ed. Reverte, Barcelona, (2000).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500009&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">McNultv, T., <i>Cyanide substitutes.</i> Mining Magazine, 184-5, 261-256, (2001).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500010&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Muir D. M. y Avlmore M. G., <i>Thiosulfate as an alternative to cyanide for gold processing&#45;Issues and impediments,</i> Miner. Process, 15, Elsevier, Sydney, 113, (2005).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500011&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    <!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Rivera I., <i>Estudio cin&eacute;tico de la precipitaci&oacute;n/Lixiviaci&oacute;n de la plata en el sistema O</i><i>2</i><i>&#45;S</i><i>2</i><i>O</i><i>3</i><i><sup>2&#45;</sup>&#45;S</i><i>2</i><i>O</i><i>4<sup>2&#45;</sup>,</i> PhD Thesis, Universitat de Barcelona, (2003).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500012&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	    ]]></body>
<body><![CDATA[<!-- ref --><p align="justify"><font face="verdana" size="2">Schmitz P.A. Duyvesteyn S., Johnson W.P., Enloe L. y McMullen J. <i>Ammoniacal thiosulfate and sodium cyanide leaching of preg&#45;robbing gold strike ore carbonaceous matter,</i> Hydrometallurgy, 60, 25-</font><font face="verdana" size="2">40, (2001).    &nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp;[&#160;<a href="javascript:void(0);" onclick="javascript: window.open('/scieloOrg/php/reflinks.php?refpid=S0718-0764201200040001500013&pid=S0718-07642012000400015&lng=','','width=640,height=500,resizable=yes,scrollbars=1,menubar=yes,');"></a>&#160;]<!-- end-ref --></font></p>  	<hr align="left" width="30%" size="1" noshade>         <p align="justify"><font face="verdana" size="2"><i>Recibido Nov. 07, 2011; Aceptado Ene. 06, 2012; Versi&oacute;n final recibida Ene. 18, 2012</i></font></p>      ]]></body><back>
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