Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Pengolahan Bijih BM-179 Eko remaja untuk memperoleh U308 yang dilakukan BATAN tidak effisien karena mengkonsumsi H2S04 125 kg/ton bijih pada tahap pelindian/leaching. Upaya pemanfaatan mineral sulfida dan logam potensial seperti Au, Cu, Ni, Co, Mo dan Fe dalam bijih BM-179 yang mampu memberikan nilai tambah untuk mendukung pengol&han uranium, belum banyak diinformasikan. Tujuan dari penelitian ini adalah upaya pemanfaatan mineral sulfida dalam bijih uranium herkadar rendah guna menghasilkan H2S04 melalui proses kontak yang bermanfaat untuk proses pengolahan bijih uranium pada tahap leaching, serta untuk mengetahui potensi adanya kandungan emas, tembaga, nikel, kobal, molibdenum dan besi dalam bijih uranium BM-179 Eko Remaja Kalan-Kalbar."

"ABSTRAKPada sektor pertambangan, dihasilkan dua timbulan yang terdiri dari air asam tambang dan abu layang. Penelitian ini bertujuan untuk Menganalisis karakteristik koagulan hasil aktivasi dan pengaruh waktu pengendapan, pH dan dosis koagulan untuk menurunkan kekeruhan dan logam seng. Proses aktviasi koagulan dilakukan dengan kalsinasi abu layang pada suhu 550o C selama 3 jam kemudian dicampurkan dengan asam sulfat 2 M untuk selanjutnya dipanaskan dengan kondensor pada suhu 200o C selama 1 jam. Karakteristik koagulan diuji melalui tes XRD dan XRF sedangkan konsentrasi kekeruhan diukur menggunakan turbidimeter dan konsentrasi logam seng diukur menggunaakan uji AAS. Jar test dilakukan dilakukan dengan pengadukan 200 rpm selama 5 menit dan 45 rpm selama 10 menit. Dalam proses jar tes dilakuakan variasi waktu pengendapan pada menit ke 5, 15, 30 dan 45, pH pada pH 4,6, dan 8 dan dosis koagulan pada dosis 50 mg/L, 100 mg/L, 500 mg/L dan 1400 mg/L. Berdasarkan hasil aktivasi, didapatkan koagulan dalam bentuk lumpur padat dengan kandungan Fe sebesar 24,73% dan kandungan mineral procoqumbite yang mendominasi. Hasil dari jar test yang dilakukan memperlihatkan waktu pengendapan optimum berada pada 30 menit dengan pH optimum 8 dengan efisiensi penyisihan berturut-turut sebesar 99,5% pada dosis 100 mg/L dan sebesar 14% pada dosis 50 mg/L.

---

ABSTRACT

In the mining sector, there are two generation consists of acid mine drainage and fly ash. This purpose of this research is to study the characteristics of the coagulant produced from the fly ash activation process and analyze the optimum settling time, pH and coagulant dosages to reduce turbidity and zinc. Coagulant activation process is carried out through the process of calcination of fly ash at 550oC for 3 hours and then mixed with 2 M sulfuric acid which is then heated in condenser at 200oC for 1 hour. The characteristic of coagulant is tested through XRF and XRD after that Turbidity and zinc metal concentration is tested through turbidimeter and zinc metal concentration is tested through AAS test. Jar test is carried out by stirring at 200 rpm for 5 minutes and 45 rpm for 10 minutes. In the jar process variations of settling time were carried out at minutes 5, 15, 30 and 45, pH at pH 4.6, and 8 and the dose of coagulant at a dose of 50 mg / L, 100 mg / L, 500 mg / L, 1400 mg / L. Based on the activation process, coagulant was obtained in the form of solid mud with a Fe content of 24.73% and a dominant mineral content is procoqumbite. The results of the jar test showed that the optimum settling time og the coagulant is at 30 minutes with optimum pH at 8 with turbidity removal is 99.5% with dosage 100 mg/L dan zinc removal is 14% with dosage 50 mg/L."

"Penggunaan formalin sebagai pengawt makanan dapat memberikan

dampak buruk bagi kesehatan manusia, karena bersifat karsinogen

(menyebabkan kanker), mutagen (menyebabkan perubanan sei, jaringan tubun),

korosif dan iritatif. Untuk itu diperlukan suatu indikator yang dapat digunakan

untuk mengidentifikasi adanya formalin baik seoara kuantitatif dan kualitatif

Polianilin dapat berada dalam berbagai bentuk sehingga dapat dimanfaatkan

sebagai sensor kimia. Penelitian ini bertujuan untuk membuat

polianilin/moclifikasi polianilin dengan gugus -SO3H yang dapat dimanfaatkan

untuk mengidentifikasi adanya formalin. Polianilin bentuk emeraldin terprotonasi

dibuat dari garam anilin-HCI dengan APS menggunakan rasio anilin/APS 1,25.

Pembuatan emeralclin basa (bentuk polianilin setengan teroksiclasi) dilakukan

dengan mereaksikan garam emeraldin dengan NaOH dan pernigranilin basa

(bentuk polianilin teroksiclasi penuh) dilakukan dengan mereaksikan garam

emeraldin dengan APS clan NaOH serta modifikasi kecluanya melalui reaksi

substitusi aromatik elektrofilik (SO3) yang berasal dari H2SO4 pekat. Emeralclin

basa tersulfonasi (111) dan (112) dibuat dengan mereaksikan emeraldin basa

dengan HQSO4 pekat dengan rasio mol yang sesuai Pembuatan pernigranilin

basa tersulfonasi (111) dan (112) dilakukan dari oksidasi emeraldin basa

tersulfonasi dengan APS clan NaOH. Karakterisasi clan identifikasi polianilin yang

terbentuk dilakukan dengan UV-Vis clan FT-IR. Hasil karakterisasi UV-Vis dari emeraldin basa dan pernigranilin basa ditunjukkan dengan adanya puncak

serapan pada 300 nm, 500 nm dan 600 nm, sedangkan pada emeraldin basa

tersulfonasi (111) dan (112) Serta pernigranilin basa tersulfonasi (111) dan (112)

ditunjukkan dari adanya pergeseran puncak serapan ke 400 nm dan 800 nm.

Karakterisasi dengan FT-IR pada emeraldin basa dan pernigranilin basa

menunjukkan puncak serapan pada sekitar 1600 om'1 dan 1500 om'1, seclangkan

pada emeraldin basa tersulfonasi (111) dan (112) Serta pernigranilin basa

tersulfonasi (111) dan (112) pada sekitar 600 om'1 yang merupakan karakteristik

dari gugus -SO3H. Reaksi polianilin yang stabil dengan formalin berada pada

bentuk polianilin tersulfonasinya Hal ini disimpulkan berdasarkan uji kuantitatif

dan kualitatif polianilin tersulfonasi dengan formalin yang memberikan daerah

rentang kerja yang lebih luas yaitu hingga rentang konsentrasi 15 dan 20 ppm."

"Galena merupakan mineral sulfida yang mempunyai nilai ekonomis tinggi, sehingga pengolahannya menjadi perlu untuk dilakukan. Namun, keberadaan galena yang selalu bergabung dengan mineral sulfida lain menjadi masalah. Flotasi merupakan metode paling tepat untuk memisah galena dengan mineral sulfida lain. Untuk mengolah galena dalam skala industri maka perlu dilakukan pendisainan sirkuit flotasi galena. Pendesainan sirkuit flotasi galena dilakukan dengan melakukan riset serta pengujian laboratorium dalam waktu yang lama dan memerlukan biaya yang besar. Metode lain untuk mendisain sebuah sirkuit flotasi galena adalah menggunakan metode duplikasi sirkuit flotasi galena yang telah ada dengan dilakukan beberapa penyesuaian. Disain sirkuit flotasi selektif galena terdiri dari beberapa sirkuit yaitu rougher primer, rougher sekunder, scavenger, cleaner dan recleaner. Umpan yang digunakan dalam flotasi mengandung 3,5% Pb dan 6,6% Zn serta menghasilkan konsentrat timbal dengan kandungan 71,6% Pb dan 6,5% Zn dengan kemampuan recovery flotasi 78,7%. Reagen-reagen yang digunakan dalam flotasi selektif galena antara lain potassium/sodium ethyl xanthate sebagai collector, sodium sianida (NaCN) dan zinc sulfate (ZnSO4) sebagai depressant sphalerite, soda ash (Na2CO3) sebagai pengatur pH serta methyl isobutyl carbinol (MIBC) sebagai frother.

---

Galena is a mineral sulphide which has a high economic value, so it have to be proceed. But, galena always appears with another sulfide minerals and it becomes a problem in galena processing. Flotation is the most appropriate methods for galena separation from another sulfide mineral. Galena processing in industrial application needs a flotation circuit design. Designing a galena flotation circuits have to perform a research and laboratory testing which it needs a lot of costs and a lot of times. Other methods for designing a galena flotation circuit is make an adoption method from another galena flotation circuit that have been made by another company with some adjustment. Selective galena flotation circuit design consists of primary rougher circuits, secondary rougher circuits, scavenger circuits, cleaner circuits and recleaner circuits. Flotation feed compositions are 3.5% Pb and 6.6% Zn and it will produce lead concetrates 71.6% Pb and 6.5% Zn with 78.7% flotation recovery. In selective galena flotation is used some flotation reagents, such as potassium/sodium ethyl xanthate as a collectors, sodium cyanide (NaCN) and zinc sulfate (ZnSO4) as sphalerite depressanst, soda ash (Na2CO3) as pH regulators and the last is methyl isobutyl carbinol (MIBC) as frothers."

"ABSTRAKTelah dilakukan studi pemisahan thorium dari uranium dengan kromatografi pertukaran kation Dowex 50W dan optimasi parameter elektrodeposisi sebagai preparasi sumber alfa. Kedua metode tersebut digunakan pada analisis isotop thorium dengan spektrometer alfa untuk penentuan umur yellow cake hasil penambangan oleh Pusat Teknologi Bahan Galian Nuklir PTBGN , komersil Cogema , dan limbah pengolahan batuan fosfat PT Petrokimia Gresik PKG . Berdasarkan penentuan koefisien distribusi thorium dan uranium pada resin Dowex 50W diketahui bahwa kondisi pemisahan thorium dari uranium terbaik dilakukan dengan menggunakan resin dowex 50W-X8 dengan HNO3 0,25 M, uranium dielusi menggunakan HNO3 1 M dan thorium dielusi menggunakan HNO3 6 M. Parameter elektrodeposisi thorium yang optimum yaitu menggunakan larutan elektrolit 1 M, dengan arus 0,4A selama 105 menit dengan recovery sebesar 50,25 . Dari hasil analisis kadar thorium dalam sampel yellow cake menggunakan spektrofotometer UV-Vis secara simultan dengan pengompleks arsenazo-III, diperoleh kadar thorium sebesar 141,499 ppm dalam sampel yellow cake PTBGN, 199,574 ppm dalam sampel yellow cake Cogema, dan 354,268 ppm dalam sampel yellow cake PKG. Hasil pencacahan planset dari elektrodeposisi larutan efluen sampel yellow cake Cogema diketahui thorium yang terdapat dalam sampel yellow cake adalah 230Th yang merupakan anak luruh 230U, bukan thorium alam 232Th dan anak luruhnya 228Th , sehingga yellow cake Cogema tidak dapat ditentukan umurnya. Hasil ektrodeposisi thorium dari sampel yellow cake PTBGN dan PKG belum diperoleh baik seperti yang diharapkan yaitu terbentuk lapisan deposit thorium yang berwarna putih, akan tetapi terdapat lapisan berwarna hitam pada permukaan planset, diduga masih terdapat unsur pengotor selain uranium dalam larutan efluen.

---

ABSTRACTThe study of thorium separation from uranium with ion exchange chromatography using Dowex 50W resin and optimization of thorium electrodeposition parameter as alfa source preparation have been done. Those method is used for thorium isotopic analysis with an alpha spectrometer to determine the age of yellow cake mined from Kalan PTBGN , commercial Cogema , and the phosphate rock processing waste PT Petrokimia Gresik PKG . Based on the determination of the coefficient of distribution of thorium and uranium in on Dowex 50W, is known that the best condition of the separation of uranium thorium is Dowex 50W X8 resin with 0.25 M HNO3, uranium can be eluted using 1M HNO3 and thorium can be eluted using 6 M HNO3. The optimum parameters of thorium electrodeposition are using 1 M sodium acetate as electrolyte solution, with current 0,4 Ampere for 105 minutes with 50,25 recovery. From the analysis of thorium in yellow cake samples using UV Vis spectrophotometer simultaneously with complexing agent Arsenazo III, yellow cake PTBGN contain 141.499 ppm of thorium, yellow cake Cogema contain 199.574 ppm of thorium, and yellow cake PKG contain 354.268 ppm of thorium. From the alpha spectrometer spectrum of Cogema yellow cake effuent planset, known that Cogema yellow cake contain the 230Th which is not natural thorium, but the 234U decay product, so the age of Cogema yellow cake cannot be determined. The electrodeposition results from other yellow cake have not been served well as expected, it should formed deposits of thorium were white layer, but there is a black layer on planset surface, maybe there is still impurities other than uranium contained in solution effluents."

"Pengolahan bijih sulfida diperlukan untuk menghasllkan mineral-mineral sutfida yang akan digunakan sebagal bahan baku proses lanjutan untuk menghasilkan logam-logam timbal, tembaga, dan seng. Teknik pengolahan yang digunakan adalah dengan cara flotasi, yang telah luas digunakan di dalam Industri pengolahan mineral.Flotasi dilakukan terhadap mineral tembaga dan seng sutfida dari bijihnya. Anailisis mineralogi dilakukan untuk mengetahui jenis mineral utama yang terdapat di dalam bijih sulfida. Analisis ayak dilakukan untuk mengetahui distribusi ukuran butiran yang ada di dalam bijih, setelah direduksi ukurannya. Dart hasil anailsis ayak dan analisis kimia secara kuantitatif didapatkan kadar kumulatif unsur logam tembaga dan seng , mewakili mineral tembaga dan seng sulfida yang terdapat dl dalam bijih. Analisis derajat liberasi juga dilakukan untuk mengetahul persen liberasi mineral tembaga dan seng sulfida, pada beberapa selang ukuran butiran bijih sulfida.Pengaruh pH, jenis dan konsentrasi kolektor terhadap perolehan mineral tembaga clan seng sutfida pada proses flotasi diamati dengan mengukur distribusi tiap mineral 109am sutfida yang ada dl dalam konsentrat dan tailing dengan menggunakan Spektrofotometer Serapan Atom.Perolehan terbaik didapatkan pada saat pH campuran 9 dengan menggunakan konsentrasi kolektor Aero 3477 (dilsobutil dltlofosfat) 0,0550 g/kg bijih, menghasilkan perolehan tembaga sulfida sebesar 75,76% dan seng sutfida sebesar 82,68%."

"ABSTRACTIndustri pegolahan bijih pertambangan merupakan salah satu industry yang paling tidak ramah lingkungan, hal tersebut dikarenakan penggunaan reagen-reagen berbahaya dalam prosesnya seperti sianida dan merkuri. Seiring dengan berjalannya waktu, dilakukan berbagai penelitian untuk mengatasi masalah tersebut, salah satunya adalah penggunaan larutan Chloride-Hypochlorite. Larutan tersebut dapat digunakan dalam proses pengolahan bijih karena mampu melarutkan emas sampai kondisi ekonomis, tetapi tetap ramah terhadap lingungan. Pada penelitian kali ini, dilakukan pengujian untuk mendapatkan titik ndash; titik optimum dari beberapa aspek yang mempengaruhi proses pelindiannya,yaitu temperature, dan rasio solid/liquid. Penelitian ini menggunakan bijih hasil pertambangan dari daerah Bolaang Mongondow, Sulawesi Utara yang sudah dikarakterisasi menggunakan XRF dan ICP-OES dengan kadar emas sebesar 0.27 ppm sebagai sampel. Bijih emas diproses dengan metode pelindian emas menggunakan temperature dan agitasi dalam skala lab. Sehingga, didapatkan kadar emas yang ada pada larutan tersebut dari hasil karakterisasi menggunakan ICP-OES. Kemudian diperolehlah persentase emas yang terlarut pada setiap variabelnya. Hasil yang didapat menunjukan bahwa peningkatan temperatur, akan meningkatkan tren dari persentase emas terlarut. Sedangkan peningkatan solid liquid ratio akan menurunkan tren persentase emas terlarut.

---

ABSTRACTGold ore processing industry is one of the least environmentally friendly industry, due to the use of hazardous reagents in the process, such as cyanide and mercury. As the time goes, various studies have been conducted to overcome the problem. One of the study being developed is the use of Chloride Hypochlorite for gold leaching. The solution can be used in ore processing because its capability of dissolving gold economically, but still environmentally friendly. In this research, experiments are performed to obtain optimum points from several aspects that affect the leaching process which is temperature and solid liquid ratio. This research uses ores from mining site at Boolang Mongondow, North Sulawesi, which have been characterized using XRF and ICP OES with initial gold content equal to 0.27 ppm. Gold ore is processed by agitation leaching method with temperature on a lab scale. The gold content of the solution from leaching process is obtained using ICP OES. Thus, the percentage of gold leached in each variables are obtained. The result shows that the increase of temperature will increase the trend of dissolved gold percentage. However, increasing solid liquid ratio in leaching process will decrease the trend of dissolved gold. "

"ABSTRACTPenggunaan sianida dan merkuri pada proses pelindian bijih emas memberikan banyak dampak negatif pada lingkungan dan kesehatan makhluk hidup. Larutan pelindian alternatif menggunakan larutan tiosulfat sudah diteliti sejak 1979. Penelitian ini dilakukan untuk menemukan alternatif larutan sianida dan merkuri yang banyak digunakan dalam industri ekstraksi emas. Sampel yang digunakan adalah batuan sulfida yang berasal dari Kabupaten Bolaang Mongondow, Provinsi Sulawesi Utara. Berdasarkan hasil pengamatan mikroskop optik dan pengujian dengan Laser-induced Breakdown Spectroscopy, didapati adanya senyawa pyrite yang merupakan ciri batuan sulfida pengikat emas. Setelah proses pemanggangan terhadap sulfida pada bijih, dilakukan karakterisasi menggunakan X-ray fluorescence dan Inductively Coupled Plasma. Hasil yang didapat yaitu bijih mengandung sekitar 14,62 ??Fe, 6,69 ??S, 0,15 Cu, dan kadar Au sebesar 0,27 ppm dan 0,11 ppm. Penelitian ini dilakukan dengan metode pelindian skala laboratorium. Hasil pelindian ini kemudian dikarakterisasi menggunakan Inductively Coupled Plasma ICP . Pada penelitian ini, diteliti pengaruh konsentrasi ammonia dan ion tembaga. Berdasarkan hasil penelitian ini, didapati konsentrasi ammonia sebesar 0.1M, dan konsentrasi ion tembaga sebesar 0.05 M dengan suhu pelindian 400C selama 2 jam serta rasio solid/liquid 1:5. Larutan pelindian tiosulfat memiliki pH larutan sebesar 10 dan proses pelindian pada alat pengaduk dengan kecepatan agitasi sebesar 400 rpm. Persentase emas terlarut optimum yang didapatkan pada penelitian ini sebesar 62 . Bedasarkan hasil penelitian, diperoleh kesimpulan bahwa konsentrasi larutan tiosulfat dan suhu pelindian mempengaruhi hasil pelindian.

---

ABSTRACTCyanide and mercury in leaching of ore bearing gold has a lot negative impact to the environment and health. Thiosulfate as gold leach solution was investigated since 1979. This research is done to find alternative of cyanide and mercury solution which are widely used in gold extraction industry. The ore sample is native ore from Bolaang Mongondow, North Sulawesi. According Optical Microscope observation and LIBS characterization, there are pyrite compound which is one of the chacaracteristic of sulfide ore. According to X ray fluorescence and Inductively Coupled Plasma investigation, the ore contained about 14.62 Fe, 6.69 S, 0.15 Cu, and the concentration of Au are 0.27 ppm and 0,11 ppm. This research was conducted by laboratory scale of leaching method. The leaching result is then checked by Inductively Coupled Plasma ICP . The concentration of ammonia and copper ion were studied. According to the results, 3 M of ammonia concentrations and 0,05 M of copper ion concentration at 400 C for 2 h with pulp density of 20 , Stirring speed and the pH of the aqueous solution were 400 rpm and 10, respectively, were carried out to obtain the maximum gold extraction of 62 . According to the extraction value, it can be concluded that the concentration of the leaching solution and leach temperature will affect the dissolution of gold. "