Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

Abstrak :
Logam niobium, tantalum dan logam tanah jarang LTJ merupakan logam yang sering digunakan dalam berbagai aplikasi. Terak timah dijadikan sumber sekunder untuk mendapatkan Nb, Ta dan LTJ. Dalam penelitian ini akan dilihat pengaruh dari pelindian asam dengan HClO4 pada konsentrasi 0,1 M; 0,4 M; 0,8 M selama 2 jam dengan temperatur 25 C terhadap terak timah. Sampel terak timah yang digunakan mengandung Nb 0,47; Ta 0,23; La 0,13; Ce 1,0.57; Th 0,15. Pengujian XRF dilakukan untuk melihat kadar pada residu hasil dari proses pelindian dimana kadar maksimum dari Nb 1,28; Ta 0,79; La 0,59; Ce 3,72; Th 0,38. Proses pelindian dengan HClO4 dapat melarutkan CaO, Al2O 3, dan Fe2O3. Hasil pada pengujian ICP-OES menunjukkan kadar maksimum Nb 0,208 ppm dan Th 0,138 ppm, sedangkan dari pengujian AAS kadar dari Ca dan Fe semakin meningkat saat konsentrasi HClO4 semakin besar.

---

Niobium, tantalum and rare earth elements REE are often used in many applications. Tin slag is a secondary source for Nb, Ta and REE. In this research will be seen the effect of acid leaching with HClO4 at concentration 0.1 M 0.4 M 0.8 M for 2 hours with temperature 25 C to tin slag. The tin slag sample used contained 0.47 Nb Ta 0.23 La 0.13 Ce 1.57 Th 0.15. XRF test was performed to see the grade of residue result from leaching process where maximum content of Nb 1.28 Ta 0.79 La 0.59 Ce 3.72 Th 0.38 . The leaching process with HClO4 can dissolve Ca, Al, and Fe. The results of the ICP OES test showed maximum levels of Nb 0.208 ppm and Th 0.138 ppm, result from the AAS test the grade of Ca and Fe increased as the HClO4 concentration grew larger.

Abstrak :
ABSTRACT
Industri 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 berjalanya 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; antara volume NaOCl, dan waktu pelindian. Penelitian ini menggunakan bijih hasil pertambangan dari daerah Bolaang Mongondow, Indonesia yang sudah dikarakterisasi menggunakan OM, LIBS, XRF dan ICP 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. Kemudian diperolehlah persentase emas yang terlarut pada setiap variabelnya. Hasil yang didapat menunjukan bahwa volume NaOCl, dan waktu pelindian akan meningkatkan tren dari presentase emas terlarut.

---

ABSTRACT
Gold 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 volume of NaOCl and leaching time. This research uses ores from mining site at Boolang Mongondow, Indonesia, which have been characterized using OM, XRF, LIBS and ICP 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. Thus, the percentage of gold leached in each variables are obtained. The result shows that the increase volume of NaOCl, and leaching time will increase the trend of dissolved gold percentage.

Abstrak :
Konsumsi baterai litium-ion di seluruh dunia meningkat secara drastis dari tahun 2010 hingga tahun 2015 yaitu dari 4,6 milyar hingga 7 milyar. Tentunya, peningkatan ini disertai dengan peningkatan jumlah limbahnya. Dalam setiap unit baterai li-ion bekas terkandung beberapa bahan beracun elektrolit yang mudah terbakar yang berbahaya bagi lingkungan. Dalam limbah tersebut juga terkandung logam kobalt yang mencapai 5–20%, sebagai komposisi logam terbesar dalam baterai litium ion bekas. Daur ulang baterai litium ion bekas diperlukan untuk pengurangan penipisan sumber daya logam sekaligus mengurangi dampak kontaminasi lingkungan. Proses daur ulang yang sering digunakan adalah proses hidrometalurgi leaching. Pelarut yang digunakan biasanya berupa asam kuat, seperti asam sulfat dan agen pereduksi digunakan untuk mengurangi jumlah leaching agent yang digunakan. Untuk meningkatkan kemurnian logam kobalt, proses dilanjutkan dengan proses ekstraksi. Dalam penelitian ini, digunakan 2 M H2SO4, 0,25 M C6H8O6 pada kondisi operasi 80OC selama 100 menit, menghasilkan logam Co ter-leaching sebesar 96,22%. Larutan hasil leaching yang didapat kemudian dilakukan proses ekstraksi cair-cair menggunakan Cyanex 272 dan TBP sebagai ekstraktan. Hasil dari proses ekstraksi cair-cair dengan kondisi operasi konsentrasi ekstraktan Cyanex 272 sebesar 0,5 M + TBP 5% v/v, pH fasa akuatik sebesar 4,5 selama 30 menit ekstraksi, menghasilkan logam Co terekstraksi sebesar 95,93%. ......The consumption of lithium-ion batteries worldwide increased in 2015, from 4.6 billion to 7 billion. Of course, this increase is accompanied by an increase in the amount of waste. In each used li-ion battery unit contains several toxic electrolytes that are flammable which are harmful to the environment. The waste also contains cobalt metal which reaches 5–20%, as the largest metal composition in used lithium-ion batteries. The recycling of used lithium-ion batteries is necessary to reduce the depletion of metal resources while reducing the impact of environmental contamination. The recycling process that is often used is the hydrometallurgical leaching process. The solvent used is usually a strong acid, such as sulfuric acid and the reducing agent used is ascorbic acid. To increase the purity of cobalt metal, the process is followed by an extraction process. This research is using 2 M of H2SO4 and 0,25 M of C6H8O6, with the operating condition 80oC in 100 minutes leaching process resulting 96,22 % Co extracted. The solvent extraction is using Cyanex 272 and TBP as the extractant. The result from solvent extraction with 0,5 M of Cyanex 272 + 5% v/v TBP, pH aquatic phase 4,5 in 30 minutes extraction process is 95,93% Co being extracted.