Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Terak bullion emas adalah terak hasil proses pencetakan bullion emas yang memiliki kandungan litium sebagai salah satu unsur bawaan emas yang berharga sehingga berpotensi sebagai salah satu sumber litium. Penelitian ini bertujuan untuk mempelajari bagaimana cara meningkatkan nilai recovery litium pada terak bullion emas dan mempelajari bagaimana pengaruh variabel yang digunakan pada kondisi yang berbeda-beda, sehingga didapatkan parameter yang efektif untuk meningkatkan nilai recovery litium pada sampel. Dalam penelitian ini, ekstraksi terak bullion emas dilakukan dengan metode hidrometalurgi menggunakan bahan pelindi HCl. Variabel yang digunakan saat pelindian adalah konsentrasi HCl 0,5 M; 1,0 M; 1,5 M dan 2.0 M pada suhu 25oC, 40 oC, 55 oC, 70 oC dan waku pelindian selama 15 menit, 30 menit, 60 menit, dan 120 menit. Karakterisasi sampel awal dan sampel hasil pelindian menggunakan ICP-OES untuk mendapatkan kadar litium di dalam sampel dan SEM-EDX untuk melihat perubahan morfologi pada sampel. Signifikansi hasil recovery dilakukan secara statistik menggunakan analysis of varience (ANOVA). Hasil analisis memberikan informasi bahwa perbedaan suhu pelindian dan waktu pelindian tidak signifikan terhadap peningkatan nilai recovery, namun perbedaan konsentrasi HCl memberikan pengaruh yang signifikan terhadap peningkatan nilai recovery. Peningkatan nilai recovery litium tertinggi didapatkan pada konsentrasi 0,5 M hingga 1 M HCl yaitu dari 62% hingga 98%.

---

Gold bullion slag is the slag from gold bullion moulding process containing lithium as a precious co-element of gold, and thus has the potential as one of lithium sources. This research aims at increasing lithium recovery from the gold bullion slag and studying how different variables affect and enhance lithium recovery. In this work, lithium extraction was carried out via hydrometallurgy method using HCl as a leaching agent. Variables were HCl concentration of 0.5 M, 1.0 M, 1.5 M and 2.0 M at 25oC, 40oC, 55oC, 70oC for 15 minutes, 30 minutes, 60 minutes, and 120 minutes. Lithium concentration in the sample was analyzed using inductively coupled plasma-optical emission spectrometry (ICP-OES), whereas scanning electron microscope equipped with energy dispersive X-ray spectroscopy (SEM-EDX) was used to examine the surface morphology. The significancy of the recovery value was analyzed statistically using analysis of variance (ANOVA). The analysis results showed that variation in HCl concentration affected the lithium recovery value; however, temperature and leaching time is insignificant on the lithium recovery. The highest increase in lithium recovery was obtained at HCl concentration of 0.5 M to 1 M, i.e., 62% to 98%."

"Brine water merupakan sebuah larutan kaya mineral dan berpotensi menjadi salah satu sumber daya alam litium. Salah satu proses ekstraksi litium dari brine water adalah proses presipitasi magnesium dengan larutan natrium silikat. Metode presipitasi ini mempunyai masalah dimana beberapa kadar litium ikut terendapkan pada MgSiO3 sehingga diperlukan proses recovery litium. Penelitian ini bertujuan untuk me-recovery litium dari padatan MgSiO3 dengan menggunakan larutan amonia (NH3) sebagai media pelindian yang ramah lingkungan sehingga menghasilkan filtrat dengan nilai rasio antara magnesium dan litium (rasio Mg/Li) yang kecil. Pada penelitian ini, pelindian padatan MgSiO3 ditinjau dari 3 variabel yaitu konsentrasi larutan amonia (1, 3, 5 M), Temperatur (30, 60, 90°C) dan waktu (20, 60, 180 menit). Faktor dan level dioptimasi dengan metode taguchi dan hasil penelitian diamati dengan menggunakan Analysis of Variance (ANOVA). Hasil Penelitian menunjukan bahwa pelindian padatan MgSiO3 dengan konsentrasi larutan amonia 5 M, temperatur pelindian 90°C, dan waktu pelindian 180 menit merupakan kondisi yang optimum. ANOVA menunjukan persentase kontribusi pada setiap variabel dengan 58,56% untuk konsentrasi amonia, 22,37% untuk temperatur, dan 3,24% untuk waktu dan kontribusi error sebesar 15,83%. Dalam penelitian ini, pelindian dengan kondisi optimum (konsentrasi larutan amonia 5 M, temperatur pelindian 90°C, dan waktu pelindian 180 menit) dari padatan MgSiO3 menghasilkan filtrat dengan kadar litium sebesar 0,078 ppm, kadar magnesium sebesar 0,014 ppm dan rasio Mg/Li sebesar 0,181. Metode ini dapat menjadi salah satu metode untuk recovery litium dari endapan MgSiO3 dan mendorong pemanfaatan brine water sebagai sumber daya litium.

---

Brine water is a mineral-rich solution and has the potential to be a natural resource for lithium. One of the lithium extraction processes from brine water is the magnesium precipitation process with sodium silicate solution. This precipitation method has a problem where some levels of lithium are also deposited on MgSiO3 and lithium recovery process is needed. This study aims to recover lithium from precipitate MgSiO3 by using an ammonia solution (NH3) as an environmentally friendly leaching medium to produce a filtrate with a small ratio between magnesium and lithium (Mg/Li ratio). Several researchers have successfully researched leaching lithium with ammonia solution on used lithium-ion batteries. In this research, leaching precipitate MgSiO3 are reviewing from 3 variables: there are concentration of ammonia solution (1, 3, 5 M), leaching temperature (30, 60, 90°C) and leaching time (20, 60, 180 minutes). Factors and levels are optimized using the Taguchi method and the results is analyzing by Analysis of Variance (ANOVA). The results showed that the solid leaching of MgSiO3 with ammonia solution concentration of 5 M, leaching temperature 90°C, and leaching time of 180 minutes were the optimum conditions. ANOVA shows the percentage contribution for each variable, there are 58.56% for ammonia concentration, 22.37% for temperature, and 3.24% for time with an error contribution 15.83%. In this research, leaching under optimum conditions (concentration of 5 M ammonia solution, leaching temperature of 90°C, and leaching time of 180 minutes) of solid MgSiO3 produced a filtrate with 0.078 ppm of lithium, 0.014 ppm of magnesium, and Mg/Li ratio is 0.181. This method can be one of the methods for lithium recovery from MgSiO3 deposits and encourage the use of brine water as a lithium resource."

"Perkembangan dunia elektronika dan kendaraan bermotor berbasis tenaga baterai beberapa tahun ini meningkat pesat dan diyakini akan terus berkembang dimasa-masa yang akan datang sehingga kebutuhan akan bahan baku baterai pun meningkat dari tahun ke tahun. Salah satu bahan baku baterai yang dinilai paling baik adalah logam Litium (Li). Litium dipilih diantaranya karena memiliki sifat elektropositifnya yang tinggi, ringan dan kemampuan penyimpanan energinnya yang tidak menurun ketika proses pengisian kembali belum penuh namun sudah diputus (anti memory effect). Penelitian ini dilakukan untuk mengekstraksi Litium dari mineral Sugilite dengan menggunakan metode roasting dengan dicampurkan K2SO4 dan water leaching serta mengetahui pengaruh suhu roasting dan perbandingan cairan : padatan pada saat proses leaching . Untuk karakterisasi sampel menggunakan X- RD yang dilengkapi dengan software X-RD Match dan JCPDS, X-RF, EDS, STA dan AAS. Penambahan K2SO4 pada mineral sugilite memberikan peningkatan peyerapan panas sebesar 14,110C dan ΔH energi sebesar 7,7595 J/g. Hasil ekstraksi optimum didapatkan nilai recovery sebesar 26,8 ppm yang dilakukan pada suhu roasting 900 0C dan perbandingan padat : cair = 2,5:1.

---

Development of the electronic world and motor vehicle based battery power increased rapidly in recent years and is believed will be continue to grow in the future, And because of that the needs of the raw materials for batteries has increased from year to year. One of the raw material is considered as the best battery is Lithium (Li). Lithium is chosen because it has high electropositive, light and energy storage capability is not back down when the charging process is not full yet been disconnected (anti memory effect).

This study was conducted to extract Lithium from mineral Sugilite using roasting method with K2SO4 and water leaching. Variables used to deterrmine this study are the effect of roasting temperature and ratio of liquid : solid in leaching process. For characterization of sample using X-RD is equipped with X-RD Match software and JCPDS, X-RF, EDS, STA and AAS.

The addition of K2SO4 on Sugilite cause the heat absorption increased to 14.110C and >H energy 7.7595 J /g. Results obtained optimum extraction got recovery value of lithium is 26.8 ppm. This result perfomed at a temperature of 9000C and ratio roasting solid : liquid = 2.5 : 1."

"Perkembangan teknologi yang pesat memicu bertambahnya produksi ponsel cerdas. Diprediksi pada tahun 2017, pengguna ponsel cerdas di Indonesia mencapai 39,8 dari total penduduk atau sebesar 101,56 juta jiwa. Tentunya, peningkatan penggunaan ponsel cerdas ini diiringi dengan peningkatan jumlah limbahnya, di mana salah satu yang perlu diperhatikan adalah limbah baterai yang tergolong sebagai limbah B3. Dari analisis kandungan zat baterai ponsel cerdas, dapat terlihat bahwa terdapat sejumlah logam kobalt 5 ndash;20 sebagai komposisi logam terbesar dalam baterai ponsel cerdas yang masih dapat dimanfaatkan kembali, dilihat dari nilai ekonomi logam kobalt tergolong tinggi, yaitu sebesar Rp 825.208/kg.Proses daur ulang yang sering digunakan adalah proses hidrometalurgi leaching. Pelarut yang digunakan biasanya berupa asam kuat, seperti asam nitrat HNO3. Untuk meningkatkan kemurnian perolehan kembali logam berharga, dapat diteruskan dengan proses ekstraksi. Ekstraksi yang banyak digunakan adalah membran cair emulsi MCE. Optimisasi proses dilakukan dengan memvariasikan konsentrasi asam nitrat dan suhu operasi.Hasil menunjukkan bahwa kondisi optimum leaching diperoleh pada waktu 30 menit leaching menggunakan HNO3 3,0 M pada suhu 90°C, diperoleh efisiensi leaching kobalt sebesar 98,01. Studi kinetika reaksi juga dilakukan dan dihasilkan bahwa perolehan kembali logam kobalt dari limbah baterai lithium-ion menggunakan asam nitrat dikendalikan oleh reaksi permukaan dengan nilai energi aktivasi sebesar 44,67 kJ/mol. Kobalt kemudian diekstraksi dari larutan hasil leaching pada pH 3 menggunakan Cyanex 272 0,1 M dengan 2 w/v Span 80 sebagai ekstraktan dan surfaktan secara berurutan di dalam fasa membran dengan H2SO4 0,1 M sebagai larutan stripping, menghasilkan efisiensi sebesar 46,96.

---

Relentless development of technology triggers the smartphone production. In 2017, it is predicted that the smartphone users in Indonesia reach about 39.8 of the total population or equals about 101.56 millons of people. The increasing number of smartphone use is followed by escalation of its waste, where its battery is classified as a toxic and hazardous waste. The analysis of the battery content shows that it is consist of cobalt metal about 5 ndash 20 as the major component that can be utilised, based on its relatively high economic value, which valued Rp 825,208 kg.

The recycle process that is usually used to recover cobalt metal is called hydrometallurgy, specifically leaching hydrometallurgy. To execute leaching, it is common to use strong acids as a solvent, e.g. HNO3. To elevate the purity of the recovery process of valuable metals, the process could be continued to extraction process. Most extraction process in the industry uses emulsion liquid membrane ELM. Process optimization is done by varying concentration of nitric acid and reaction temperature.

The result shows that the optimum leaching condition is earned in 30 minutes of leaching reaction using 3,0 M HNO3 at the reaction temperature of 90°C, resulting 98.01 of cobalt leaching efficiency. Reaction kinetics study is also done in this research and the result demonstrates that recovery of cobalt from spent lithium ion batteries by nitric acid leaching is controlled by surface reaction with activation energy value of 44.67 kJ mol. Cobalt is then extracted from leach liquor on pH 3 using Cyanex 272 0.1 M with 2 w v Span 80 as extractant and surfactant respectively in membrane phase with H2SO4 0.1 M as stripping acid, resulting 46.96 efficiency."

"Dalam rangka pemenuhan baterai untuk produksi mobil listrik Indonesia, maka pencarian dan proses mendapatkan litium dari batuan dalam negeri harus ditingkatkan. Sugilite merupakan mineral silika Fe-Mn yang kaya Na-K memiliki struktur silika heksagonal double-ring dengan formula ideal KNa2(Fe3+, Mn3+, Al)2Li3Si12O30 dengan kandungan Li2O berkisar antara 3,14 – 4,5 wt%. Penelitian ini dilakukan untuk mempelajari ekstraksi litium dari mineral sugilite dengan roasting menggunakan kalium sulfat, kemudian dilanjutkan dengan pelindian menggunakan aqua regia. Karakterisasi kualitatif dan semi kuantitatif mineral menggunakan XRD dan XRF-AAS. Pengujian STA dilakukan untuk mempelajari pengaruh penambahan kalium sulfat dari segi analisa termal. Beberapa parameter diantaranya variasi temperatur roasting serta perbandingan mineral & larutan pelindian yaitu 30 gr: 30 ml. Komposisi kimia residu diketahui menggunakan EDS, dan AAS digunakan untuk mengetahui kandungan litium dalam residu dan filtrat. Hasil karakterisasi XRD & XRF-AAS menunjukkan mineral sugilite dengan komposisi O, Al, Si, K, Fe, Ti, dan Li. Pengaruh penambahan kalium sulfat dalam analisa termal adalah memperbesar puncak pelelehan mineral sugilite (DSC) dan membuat uap keluar ketika meleleh akibat dari proses pengeringan atau sublimasi (TGA). Terdapat perbedaan warna dalam residu dengan penurunan kadar silika optimal pada temperatur 490oC dan 900oC. Perpindahan atom litium akibat kenaikan temperatur hingga 900oC membuat kenaikan kadar litium di filtrat hingga 11,95 ppm dan penurunan di residu optimal sebesar 69,39%. Dengan melakukan perhitungan neraca material, pada temperatur 900oC didapatkan persen distribusi konsentrat sebesar 69,39% dan distribusi tailing sebesar 30,61%.

---

In order to fullfil battery needs for Indonesia electric cars, domestic rock searching and process of obtaining lithium should be improved. Sugilite is a Fe- Mn silica mineral, rich Na-K, has structure of uncommon hexagonal double-ring silica with ideal formula KNa2(Fe3+, Mn3+, Al)2Li3Si12O30 and content of Li2O ranged from 3,14 to 4,5 wt%. This research was conducted to study about lithium extraction from sugilite with potassium sulfate roasting, followed by aqua regia leaching. Qualitative and semi-quantitative characterization of mineral were using XRD and XRF-AAS. STA testing was conducted for study the effect of potassium sulfate addition in terms of thermal analysis. Some parameters including roasting, also the ratio of mineral & leaching solution is 30 gr: 30 ml. Chemical composition of residue known by EDS, & AAS was used to determine lithium content in residue & filtrate. XRD and XRF-AAS showed sugilite with mineral composition of O, Al, Si, K, Fe, Ti, and Li. Effect of potassium sulfate addition in thermal analysis is to enlarge melting peak of Sugilite (DSC) and make vapor come out when it melts result from drying or sublimation process (TGA). There are differences of residue color with silica content decreased optimal at 490oC and 900oC. Atomic displacement of lithium due to temperature rising up to 900oC create lithium content increased until 11,95 ppm in filtrate and decrease by 69,39% in residue. By performed material balance calculations, at 900oC obtained 69,39% of concentrate distribution and 30,61% of tailing distribution."

"Dengan pertumbuhan pesat baterai Lithium-ion (LIB) di seluruh dunia dan di Australia untuk berbagai tujuan, LIB menghadirkan beberapa tantangan baru seperti sumber daya mineral kritis (misalnya, litium, kobalt, nikel, mangan) dan pengelolaan limbah baterai di akhir masa pakainya. Tujuan dari laporan ini adalah untuk merancang dan mengembangkan proses yang mampu memulihkan litium dari baterai LIB yang sudah habis masa pakainya. Pabrik pemrosesan yang diusulkan akan berlokasi di Townsville, Queensland. Umpan yang dimasukkan ke pabrik pemrosesan ini adalah 3000 ton/tahun material katoda. Tujuan dari pabrik pemrosesan ini adalah untuk mendaur ulang litium dalam bentuk lithium phosphate (Li3PO4) dan pabrik ini ditargetkan untuk memproduksi 76,06 kg/jam Li3PO4. Produk ini ditargetkan memiliki kandungan litium sebesar 99,9%. Bagian presipitasi yang mengikuti proses pencucian melalui hidrometalurgi memiliki tujuan utama untuk memulihkan litium dalam bentuk Li3PO4. 81,22 kg/jam Li2SO4 dari bagian pemurnian dan 54,09 kg/jam Na3PO4.12H2O dari tangki penyimpanan masuk ke dalam proses presipitasi. Produk dari bagian presipitasi terdiri dari 78,5 kg/jam Li3PO4 yang kemudian masuk ke bagian pencucian dan 52,3 kg/jam Na2SO4 yang keluar dari proses. Unit utama dalam proses ini adalah unit presipitasi, yang digunakan untuk memulihkan litium dengan cara mengendapkan Li2SO4 dengan Na3PO4.12H2O. Unit lain dalam proses ini terdiri dari pompa umpan/produk untuk mengangkut cairan ke/dari unit presipitasi dan tangki penyimpanan untuk menyimpan umpan/produk. Perkiraan biaya untuk bagian pabrik ini adalah 331.917,70 AUD dengan penggunaan listrik tahunan sebesar 16.704 kW/tahun.

---

With the rapid growing of Lithium-ion battery (LIB) across the world and in Australia for multiple purposes, LIB presents several emerging challenges such as sourcing the critical minerals (e.g., lithium, cobalt, nickel, manganese) and managing the end-of-life battery waste management. The purpose of this report is to design and develop a process that is able to recover lithium from end-of-life LIB. The proposed processing plant would be located at Townsville, Queensland. The feed that is introduced to the process plant would be 3000 t/y of cathode material. The objective of the process plant is to recycle lithium in the form of lithium phosphate (Li3PO4) and the plant is aim to produce 76.06 kg/hr of Li3PO4. The product is aim to have 99.9% of lithium. The precipitation section comes following washing through hydrometallurgy main process objective is to recover lithium in the form of Li3PO4. 81.22 kg/hr of Li2SO4 from the purification section and 54.09 kg/hr of Na3PO4.12H2O from the storage tank enters the precipitation process. The product of the precipitation section consists of 78.5 kg/hr of Li3PO4 which then enters the washing section and 52.3 kg/hr of Na2SO4 which exits the process. Main unit in the process is the precipitation unit, which is used to recover lithium by precipitating Li2SO4 with Na3PO4.12H2O. Other units in the process consists of feed/product pump to transport liquid to/from the precipitation unit and storage tank to store the feed/product. The estimated cost of this plant section is 331,917.70 AUD with annual electricity usage of 16,704 kW/year."

"ABSTRAKIndonesia merupakan negara agraris yang merupakan produsen padi ketiga di dunia setelah Cina dan India. Hal ini menyebabkan banyaknya sekam padi yang terbuang menjadi limbah. Di dalam sekam padi ini terdapat ~20% silika yang dapat diberdayakan. Silika dalam sekam padi ini dapat diekstraksi dengan melakukan proses pelindian menggunakan larutan asam klorida 1 M, dengan variasi waktu pelindian 30, 75, dan 120 menit, yang kemudian dilanjutkan dengan pembakaran hingga suhu 650°C dengan kecepatan peningkatan suhu 5°C/menit. Hasil akhir kemudian dikarakterisasi kadar dan morfologinya. Hasil penelitian didapatkan bahwa kadar akhir silika yang didapatkan dengan pelindian selama 30, 75 dan 120 menit masing-masing sebesar 98,282%, 99,323%, dan 99,429%, Sekam padi hasil ekstraksi mengalami perubahan morfologi menjadi lebih halus dengan penambahan waktu pelindian.ABSTRACTIndonesia is an agricultural country that produces rice number three in the world, after China and India. It makes there are bulk of rice husks that goes to waste. Rice husks contain approximately 20% of silica that can be empowered. Silica from rice husks can be extracted through leaching method using chloric acid 1 M, with time variate from 30, 75, and 120 minutes, and then continued with combustions until temperature 650°C with rate of 5°C/minutes. The results from this study then characterized and achieved the final concentration of silica for leaching time 30, 75 and 120 minutes is 98.282%, 99.323%, and 99.429%. The final sample encountered a morphology change to become smoother as the leaching time increase."

"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."

"Duesenfeld, sebuah perusahaan teknologi yang berbasis di Jerman, menyediakan teknologi daur ulang baterai menggunakan proses hidrometalurgi untuk memulihkan logam berharga dari limbah baterai. Dalam laporan ini, konten utama berfokus pada Area 200 di dalam pabrik Duesenfeld. Area ini terutama mencakup pemulihan besi dan aluminium hidroksida sebagai produk padat. Area 200 dibagi menjadi tiga unit operasi utama yaitu unit oksidasi, unit pengendapan, dan unit pemisahan. Debit input Area 200 adalah 31.222,86 ton/tahun atau sekitar 11.583,06 m³/tahun. Perhitungan neraca massa menggunakan beberapa asumsi yaitu 99% besi dan aluminium diperoleh kembali dalam bentuk produk padat, dan 100% reaksi oksidasi. Dari perhitungan tersebut, Area 200 mampu menangkap 610,93 ton/tahun besi hidroksida dan 1350 ton/tahun aluminium hidroksida. Selain itu, hasil perhitungan konsumsi energi adalah 5,21 kWh/hari untuk R-201, 49,99 kWh/hari untuk R-202, dan 7,5 kWh/hari untuk F-201. Perhitungan ukuran peralatan meliputi reaktor oksidasi (R- 201), reaktor presipitasi (R-202), dan filter pelat dan bingkai (F-201). Selain itu, total biaya modal yang dihitung adalah AU$3223314.20, dan biaya operasi adalah AU$862.910,3. Emisi lingkungan dari Area 200 hanya terdiri dari pembuangan air limbah dari konsumsi air untuk pencucian filter cake dan emisi CO2 tidak langsung. Hasil perhitungan konsumsi air adalah 1961,18 ton/tahun yang selanjutnya dibuang dan masuk ke fasilitas pengolahan air limbah. Rekomendasi untuk pekerjaan lebih lanjut mencakup desain terperinci untuk peralatan utama, kontrol proses, P&ID, dan analisis ekonomi keseluruhan

---

Duesenfeld, a technology company based in Germany, provides a battery recycling technology using hydrometallurgical process to recover valuable metals from battery waste. In this report, the content primarily focuses on Area 200 within the Duesenfeld’s plant. This area mainly covers the recovery of iron and aluminium hydroxides as a solid product. Area 200 is divided into three main unit operations which are oxidation unit, precipitation unit, and separation unit.  The input flowrate of Area 200 is 31,222.86 ton/year or around 11,583.06 m³/year. The material balance calculation uses several assumptions: 99% of iron and aluminium is recovered in the form of solid product, and 100% oxidation reaction. From the calculation, Area 200 able to capture 610.93 ton/year of iron hydroxide and 1350 ton/year of aluminium hydroxide. Moreover, the calculated energy consumptions for the critical equipment are  5.21 kWh/day for R-201, 49.99 kWh/day for R-202, and 7.5 kWh/day for F-201.The sizing of critical equipment includes oxidation reactor (R-201), precipitation reactor (R-202), and plate and frame filter (F-201). Moreover, the calculated total capital cost is AU$3223314.20, and the operating cost is AU$862,910.3 The environmental emissions from Area 200 only consist of wastewater disposal from water consumption for filter cake washing and indirect CO₂ emissions. The water consumption is calculated to be 1961.18 ton/year which thereafter the water is disposed and enters wastewater treatment facility. Recommendations for further work include detailed design for the major equipment, process control, P&ID, and detailed overall economic analysis."

"Manufaktur baterai nikel metal hidrida (NiMH) mencapai titik tertinggi demi memenuhi peningkatan pasar kendaraan elektronik. Hal ini dapat menjadi masalah besar terhadap lingkungan, dikarenakan NiMH mengandung banyak logam kritis dan elemen tanah jarang yang aktif ditambang, yang menyebabkan kelangkaan pasokan. Pemulihan limbah baterai masih dalam tahap perkembangan dan pelindian hidrometalurgi adalah salah satu kunci dari proses pemulihan logam. Studi ini bertujuan untuk mendorong kemajuan proses dengan mengembangkan pelindian hidrometalurgi yang efektif dan ramah lingkungan melalui eksperimental laboratory dan mengevaluasi pengaruh variabel proses pada efisiensi pelindian. Eksperimen dilakukan untuk baterai NiMH terhadap asam sitrat dan asam asetat sebagai agen pelindian. Sampel NiMH diuji pada 200 RPM dan 20 g/L S/L rasio dalam variasi interval waktu, konsentrasi (0,5M, 2M, 4M), dan suhu (30°C, 60°C, 90°C) dan diujikan pada ICP- MS untuk sampel cair dan SEM untuk sampel padat untuk mendapatkan jumlah logam dan unsur yang terkandung. Hasil ICP-MS menunjukkan bahwa peningkatan waktu pelindian, konsentrasi asam, dan suhu larutan meningkatkan ekstraksi sebagian besar logam/elemen. SEM menemukan bahwa konsentrasi dan suhu yang lebih tinggi menghasilkan lebih sedikit logam yang tersisa, yang berarti mereka telah terekstrak selama proses. Disimpulkan bahwa kondisi leaching yang paling optimum untuk ekstraksi logam adalah pada konsentrasi asam 4M, suhu 90 °C, dan waktu pelindian terlama

---

Nickel metal hydride (NiMH) battery manufacturing is reaching its all-time high to fulfil the rise in demand for the electronic vehicle market. This proves to be a major environmental issue, as NiMH contains an abundance of critical metals and rare earth elements which actively mined, leading to supply scarcity. Recovery of battery waste is a growing technological field and hydrometallurgy leaching is one of the key elements of the metal recovery process. This study aimed to aid the advancement of the process by developing a highly effective and environmentally sustainable hydrometallurgical leaching through experimental work and evaluating the effects of process variables on leaching efficiency. Experimental works were conducted for NiMH batteries for citric acid and acetic acid as leaching agents. NiMH samples were tested at 200 RPM and 20 g/L S/L ratios for different times, concentrations (0.5M, 2M, 4M), and temperatures (30°C, 60°C, 90°C) with the use of ICP-MS for liquid samples and SEM for solid samples to get the number of metals and elements contained. ICP-MS result shows that an increase in leaching time, acid concentration, and solution temperature enhances the extraction of most of the metal/elements. SEM found that higher concentration and temperature resulted in fewer metals left, meaning they had properly leached out during the process. It is concluded that the most optimum leaching condition for metal extraction was at an acid concentration of 4 M, a temperature of 90°C, and the longest leaching time.

"