Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Ekstraksi nikel limonit untuk mendapatkan kondisi optimum ekstraksi dan pemanggangan residu hasil ekstraksi dengan variasi temperatur telah dilakukan. Bijih nikel limonit Buli merupakan deposit jenis oksida. Unsur nikel ditemukan bergabung dengan magnesium silikat. Pengujian dengan XRD dan GSAS menunjukkan bahwa bijih nikel limonit Buli mengandung 92,33 wt % fasa goethite [FeO(OH)] dan 7,67 wt % fasa liebenbergite [Ni1,16Mg0,84SiO4]. Ekstraksi dengan asam sulfat dilakukan pada temperatur 60°C selama 4 jam. Ukuran partikel -100 mesh merupakan ukuran terbaik untuk mengekstraksi nikel sebesar 0,030 % (data AAS). Dengan konsentrasi asam sulfat 30 vol % berhasil mengekstraksi nikel hingga 0,063 % (data AAS). Penggunaan asam sulfat sebanyak 200 mL berhasil mengekstraksi nikel hingga 18,64 % (data XRF). Konsentrasi nikel terbaik (0,042 %) diperoleh pada pH filtrat 2 (data AAS).Hasil pengujian XRD dan GSAS menunjukkan bahwa residu hasil ekstraksi mengandung 59,84 wt % fasa goethite [FeO(OH)], 22,99 wt % fasa melanterite [FeSO4(H2O)7] dan 17,17 wt % fasa kuarsa [SiO2]. Pemanggangan residu hasil ekstraksi dengan penambahan batubara sebanyak 20 % dari berat residu selama 1 jam pada temperatur 600 - 800°C menghasilkan fasa besi oksida. Pada temperatur 600 oC dihasilkan 84,60 wt % fasa hematite [Fe2O3] dan 15,40 wt % fasa magnetite [Fe3O4]. Pemanggangan pada temperatur 700°C menghasilkan 87,06 wt % fasa hematite dan 12,94 wt % fasa magnetite. Pemanggangan pada temperatur 800 oC menghasilkan 94,96 wt % fasa hematite dan 5,04 wt % fasa magnetite.

---

Extracting nickel limonite ore to achieve an optimum extraction condition and roasting the residue resulted from extraction at varying temperatures were conducted. Nickel limonite ore originated from Buli was an oxide type deposit. Nickel was found fractionate into magnesium silicate. Observations using XRD and GSAS showed that nickel limonite ore originated from Buli containing 92,33 wt % goethite [FeO(OH)] phase and 7,67 wt % liebenbergite [Ni1,16Mg0,84SiO4] phase. Extraction process was conducted using sulfuric acid at temperature 60 oC for 4 hours. Particle size of -100 mesh is the most suitable size for extracting nickel as high as 0,030 % (AAS data). Using sulfuric acid with concentration of 30 vol % can achieve nickel extraction as high as 0,063 % (AAS data). Using sulfuric acid in the amount of 200 mL successfully extracts nickel as high as 18,64 % (XRF data). The best nickel concentration (0,042 %) is obtained when the pH value of the solution is 2 (AAS data).

XRD and GSAS results showed that the residue of extraction process consisted of 59,84 wt % goethite [FeO(OH)] phase, 22,99 wt % melanterite [FeSO4(H2O)7] phase, and 17,17 wt % quartz [SiO2] phase. Roasting the residue of extraction process by adding coal in the amount of 20 % of the residue weight at 600 - 800°C resulted with iron oxide phase. At temperature 600°C resulted with 84,60 wt % hematite [Fe2O3] phase and 15,40 wt % magnetite [Fe3O4] phase. Roasting at temperature 700 oC resulted with 87,06 wt % hematite phase and 12,94 wt % magnetite phase. Roasting at temperature 800 oC resulted with 94,96 % wt hematite phase and 5,04 wt % magnetite phase."

"Chalcopyrite merupakan deposit bijih tembaga terbanyak di muka bumi. Indonesia merupakan salah satu negara yang memiliki cadangan Chalcopyrite yang cukup banyak. Namun proses pengolahan Chalcopyrite yang ada saat ini relatif memerlukan teknologi yang modern dan mahal, seperti penggunaan teknologi smelting. Hal tersebut mengakibatkan industri pertambangan kecil tidak bisa mengolah bijih Chalcopyrite tersebut. Pada penelitian ini dilakukan beberapa percobaan meliputi penggabungan metode pirometalurgi dan hidrometalurgi. Bijih Chalcopyrite di roasting pada suhu 850 oC selama 0, 10, 20, dan 30 menit, kemudian bijih tersebut di leaching menggunakan asam sulfat 2 Molar. Chalcopyrite yang diroasting tersebut diuji dengan X-Ray Diffraction (XRD) dan Energy Dispersive X-Ray (EDX) untuk mengetahui perubahan fasa dan perubahan kadar Cu setelah roasting. Selain itu pengujian Atomic Absorption Spectrophotometer (AAS) dilakukan untuk mengetahui Cu yang terlarut saat leaching, dengan H2SO4 2 Molar selama 5 hari, terhadap bijih yang telah diroasting. Hasil penelitian menunjukkan terjadi perubahan fasa CuFeS2 menjadi Cu2S dan Fe2O3. Bijih Chalcopyrite yang diroasting 30 menit memiliki kelarutan Cu yang paling tinggi pada pregnant leached solution (PLS) dibandingkan sampel yang lain.

---

Chalcopyrite is the larget copper ore deposits in the earth. Indonesia is one of countries that has enough reserves of chalcopyrite. However, the existing processing of Chalcopyrite is relatively requiring a modern and expensive technology. This resulted a small mining industry could not process the chalcopyrite ore.

This study was conducted by a few experiments that include of combining pyrometallurgical and hydrometallurgical methods. Chalcopyrite ore was roasted at 850 oC for 0, 10, 20 and 30 minutes, then the ore was leached by sulphuric acid at 2 molar. The roasted chalcopyrite was tested by X-Ray Diffraction (XRD) and Energy Dispersive X-Ray (EDX) to analyze the changes of phase and the changes of Cu levels after roasting. Besides of that, Atomic Absorption Spectrophotometer (AAS) testing was performed to determine Cu levels that dissolved after the leaching of the roasted ore with H2SO4 at 2 Molar for 5 days.

The results showed that CuFeS2 phase change into Cu2S and Fe2O3. The roasted chalcopyrite with 30 minutes roasting time have the highest solubility of Cu in the pregnant leach solution (PLS) than the other samples."

"Tailing (residu) bauksit hasil pencucian pada pengolahan bijih bauksit telah menumpuk sebanyak 3 ton di Indonesia salah satunya di Dareah Wacopek, Pulau Bintan, Provinsi Kepulauan Riau. Penimbunan residu tersebut menyebabkan pencemaran lingkungan sehingga perlu pemanfaatan dari residu tersebut yaitu dengan ekstraksi logam tanah jarang (LTJ). Peningkatan logam tanah jarang ini dengan proses mekanokimia dengan penambahan NaOH sebanyak 0%, 33.33%, dan 50%. Kemudian diberi proses pemanggangan pada temperatur 400°C, 500°C, 1000°C dan 1100°C. Diperoleh hasil nilai recovery yang variatif terhadap yttrium, cerium, neodymium, lanthanum dan samarium. Morfologi dari residu bauksit sebelum dan setelah proses mekanokimia juga diamati pada studi ini.

---

Bauxite residue as the result of ore dressing of bauxite mining has stickpiled as much as three tons in Indonesia one of them in the Wacopek, Bintan Island, Riau Province. The residue causes environmental pollution that needs to utilization of the residue. One of them is the extraction of rare earth metals (REEs). Rare earth metal was increased with mechanochemical process with the addition of NaOH as much as 0%, 33.33% and 50%. Then given a roasting process at a temperature of 400°C, 500°C, 1000°C and 1100°C. The results varied recovery value of the yttrium, cerium, neodymium, lanthanum and samarium. Morphology of the bauxite residue before and after mechanochemical process was also observed in this study."

"Penelitian ini bertujuan untuk mendapatkan logam tanah jarang dari terak timah berdasarkan konsentrasi asam sulfat dan rasio padat-cair yang paling optimum pada proses pelindian asam. Penelitian ini melakukan variasi terhadap konsentrasi asam sulfat sebesar 4, 6, 8, dan 10 M, serta rasio padat-cair (S/L) sebesar 1:10 dan 1:15 g/mL. Perlakuan awal sampel terak timah, yaitu diayak untuk mendapatkan ukuran seragam ≤ 100 mesh, kemudian dipanaskan dengan furnace pada suhu 700°C, dilanjutkan dengan pelindian asam menggunakan asam sulfat. Pelindian asam dilakukan dengan bantuan magnetic stirrer pada suhu 40°C selama 30-180 menit dan ditentukan yield ekstrak unsur serium (Ce), niobium (Nb), dan total unsur logam tanah jarang berupa serium (Ce), lanthanum (La), neodymium (Nd), praseodimium (Pr), dan itrium (Y). Ekstrak hasil pelindian dikarakterisasi dengan uji ICP-OES (inductively coupled plasma - optical emission spectrometry) untuk mendapatkan kandungan logam tanah jarang pada setiap variasi waktu, konsentrasi asam, dan rasio padat-cair. Yield Nb tertinggi didapatkan pada pelindian dengan rasio S/L 1:10 g/mL dengan konsentrasi 8M selama 120 menit, yaitu 68,75%. Yield Ce tertinggi diperoleh pada pelindian dengan rasio S/L 1:15 g/mL dengan konsentrasi 10 M selama 150 menit, yaitu 61,50%. Yield total 5 unsur LTJ tertinggi diperoleh pada pelindian dengan rasio S/L 1:15 g/mL dengan konsentrasi 10 M selama 150 menit, yaitu sebesar 84,06%.

---

This research aims to obtain rare earth metals from tin slag based on the most optimum sulfuric acid concentration and solid-liquid ratio in the acid leaching process. This research varied the sulfuric acid concentration of 4, 6, 8, and 10 M, as well as the solid-liquid ratio (S/L) of 1:10 and 1:15 g/mL. The initial treatment of the tin slag sample was sifted to obtain a uniform size of ≤ 100 mesh, then heated in a furnace at a temperature of 700°C, followed by acid leaching using sulfuric acid. Acid leaching was carried out with the help of a magnetic stirrer at a temperature of 40°C for 30-180 minutes and the yield of extracts of the elements cerium (Ce), niobium (Nb), and total rare earth metal elements in the form of cerium (Ce), lanthanum (La), neodymium were determined. (Nd), praseodymium (Pr), and yttrium (Y). The leached extract was characterized using the ICP-OES (inductively coupled plasma - optical emission spectrometry) test to obtain the rare earth metal content at each variation in time, acid concentration and solid-liquid ratio. The highest Nb yield was obtained in leaching with an S/L ratio of 1:10 g/mL with a concentration of 8M for 120 minutes, namely 68.75%. The highest Ce yield was obtained in leaching with an S/L ratio of 1:15 g/mL with a concentration of 10 M for 150 minutes, namely 61.50%. The highest total yield of 5 REE elements was obtained in leaching with an S/L ratio of 1:15 g/mL with a concentration of 10 M for 150 minutes, namely 84.06%."

"ABSTRAKTerak Timah Akhir Slag timah II merupakan produk hasil samping dari peleburan timah tahap kedua. Slag timah II ini mengandung unsur bernilai ekonomi tinggi dalam bentuk unsur radioaktif dan logam tanah jarang. Proses ekstraksi unsur radioaktif U dan Th dan Logam Tanah Jarang LTJ telah dilakukan dalam penelitian ini dengan menggunakan tiga tahapan proses. Tahap pertama yaitu proses peleburan dengan NaOH pada 700oC yang bertujuan untuk memecah ikatan silika, sehingga didaptakan endapan bebas silika dengan presentase unsur terendapkan sebesar 91,07 thorium, 81,57 uranium, dan 78,5 unsur logam tanah jarang. Tahap kedua merupakan tahap pelindian dengan menggunakan asam sulfat H2SO4 . Tahap ini bertujuan untuk memisahkan unsur radioaktif U dan Th dengan unsur logam tanah jarang. Pada proses ini didapatkan filtrat dengan persen terlarut Thorium 80,06 , Uranium 74,72 dan Logam Tanah Jarang kurang dari 0.05 . Tahap ketiga yaitu proses pemisahan unsur Th dan U dengan menggunakan metode solvent extraction dengan trioctylamine TOA . Pada kondisi optimal didapatkan jumlah persen terekstrak pada larutan organik yaitu 67 uranium dan 0 thorium.

---

ABSTRACTTin Slag II is a by product of tin smelting process. This Slag contain of high economic elements such as Thorium, Uranium, and Rare Earth Element. Extraction of Th, U, and REE have been studied in this research, by three stage process. First stage was alkaline roasting at 700oC with NaOH to minimize silica content in the hydroxide cake, with precipitation recovery of Th, U, and REE are 80,06 81,57 and 78,5 . Second stage was leaching process using H2SO4 to separate radioactive elements Th and U and REE, with recovery of Th, U, and REE in the filtrate are 97,24 , 74,72 and less than 0.05 REE. Last stage process was solvent extraction using Trioctylamine TOA to separate Th and U. The best separation for U VI and Th was obtained when A O ratio 1 1, concentration of TOA 4 , and mixing time 2 min, were used."

"Cadmium (Cd) merupakan salah satu logam berat dan beracun (toxic) yang penting saat ini. Karena daya racunnya yang kuat, cadmium harus selalu diperhatikan dan dijaga kadarya dalam konscntrasi tertentu. terutama dalam limbah industri agar tidak membahayakan. Untuk memisahkan cadmium tersebut yang berupa ion Cd(II) dari suatu larutan air (fasa akuatik) digunakan metode ekstraksi pelarut (solvent extraction). Dalam suatu proses ekstraksi, penggunaan ekstraktan dan pelarut organik (diluent) tertentu akan menghasilkan karakteristik pemisahan tersendiri. Dalam penelitian ini dilakukan pemisaban Cd(II) sebesar 100 ppm dari larutan Cd(N03),.4 H20 sebagal fasa akuatik Ekslnlktan yang digunakan ada 2 jenis (divariasikan), yaitn asam 2,2 dimetil pentanoat (2,2 dimethyl pentanoic acid) atau 2,2 DMPA dan asam Versatic- 6 (Versatic-6 acid), keduanya merupakan golongan asam karboksilat Sedangkan sebagai pelarut organik (diluent) dipakai toluena. Pengganaan 2,2 DMPA maupun asam Versatic-6 untuk mengekstraksi Cd(II) belum pernah dijumpai dalam literatur. Dengan alasan itulah dalam penelitian ini dilakukan ekstraksi Cd(II) menggunakan 2,2 DMPA dan asam Versatic-6 sehingga kemampuan 2,2 DMPA dan asam Versatic-6 untuk memisahkan Cd(II) dapat diketahui. Pada penelitian pemisahan Cd(II) menggunakan ekstraktan 2,2 DMPA waktu kesetimbangan ekstraksi dicapai dalam 120 menit (2 jam) dengan persen ekstraksi tertinggi sebesar 24% pada pH7, konsentrasi 2,2 DMPA..."

"Bijih nikel laterit merupakan sumber bahan tambang yang berperan penting dalam produksi nikel dunia. Di Indonesia, bijih nikel laterit merupakan sumber daya yang melimpah. Bijih nikel laterit digolongkan menjadi dua jenis, yaitu saprolit yang berkadar nikel tinggi dan limonit yang berkadar nikel rendah. Tetapi hingga saat ini limonit belum dapat dimanfaatkan dengan baik, padahal jumlahnya jauh lebih besar daripada saprolit. Oleh karena itu, perlu dikembangkan metode yang efisien dan ekonomis agar limonit dapat dimanfaatkan. Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui efek dari reduksi pemanggangan dan pengaruh waktu pelindian amonium bikarbonat pada bijih limonit. Metode yang dilakukan dalam penelitian ini meliputi reduksi pemanggangan dan pelindian amonium bikarbonat yang dikarakterisasi menggunakan Energy Dispersive X-ray (EDX), X-ray Diffraction (XRD), dan Atomic Absorption Spectroscopy (AAS) untuk mengetahui kandungan unsur dan senyawa yang terdapat dalam sampel. Dari penelitian yang dilakukan diketahui bahwa terjadi perubahan senyawa dari (FeO)OH menjadi Fe2O3, Fe3O4, dan FeNi pada sampel setelah proses reduksi pemanggangan serta terjadi peningkatan persen perolehan nikel hingga mencapai 1,88% akibat penambahan waktu pelindian selama 120 menit.

---

One form of innovation to reduce the time spent on the production of ships and ship production costs is make a connection to the shape steel plates in the hull without bending or forming process on the curvature the hull to get a streamline hull shape. Technically innovation method of make the ship's hull with a flat plate have an influence in change the stability and strength of the transverse vessels. Thus it is necessary for the calculation to determine how much influence these changes to the safety of the ship.

In this research the stability of ship use Maxsurf Software approach. For the calculation of Ship stability use standard IMO. For the calculation of the transverse strength of ships use standard Bureau Classification Indonesia (BKI) and modeling approaches transverse strength analysis use CATIA Software.

From the results is obtained analysis of ship stability is good and has fulfilled criteria IMO. Review from the modeling of the transverse strength at least ship midship 0.4L. On the first condition in midship has maximum working stress on the base bulkhead is 1.59 x 1011 N/m2. On the second condition in midship bulkhead have arch as high as 384 mm and maximum working stress is 1.0757 x 1011 N/m2. On the third condition in midship bulkhead has arch as high as 150 mm and maximum working stress is 1.08 x 1011 N/m2. Safety factor in the first condition is 1.25, second condition is 1.85, and third condition is 1.85."