Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

Abstrak :
Konsumsi baterai di Indonesia yang dari tahun ke tahun semakin meningkat akan menyebabkan semakin banyaknya baterai bekas yang dibuang ke lingkungan. Hal ini menyebabkan penurunan kualitas lingkungan akibat pencemaran logam berat, selain itu batu baterai bekas pakai mengandung komponen-komponen yang masih mempunyai nilai ekonomis tinggi. Berdasarkan pemikiran di atas maka dirasakan perlu dilakukan upaya daur ulang batu baterai bekas pakai sebagai salah satu upaya penanggulangan pencemaran lingkungan sekaligus untuk meningkatkan nilai ekonomisnya. Salah satu altematif proses daur ulang batu baterai bekas pakai adalah untuk mendapatkan kembali logam seng yang terkandung di dalamnya dengan metode leaching dan electrowinning, Metode leaching bertujuan untuk melarutkan logam yang terkandung dalam batu baterai bekas pakai tersebut dengan jalan melarutkannya dengan asam, di sini asam yang digunakan adalah asam sulfat. Sedangkan metode electrowinning bertujuan untuk mendapatkan logam dari suatu larutan ruah yang kaya akan ion logam sebagai hasil dari proses leaching dengan menerapkan prinsip elektrolisa. Sebanyak kurang lebih 54% berat batu baterai bekas pakai yang berupa serbuk campuran logam yang mengandung logam seng kurang lebih 14% dapat diproses dengan metode tersebut. Pada metode leaching, perubahan tingkat rasio padatan/cairan (rasio P/C)dari 1 : 5 sampai 1 : 75 akan meningkatkan persentase seng terekstraksi dimana didapatkan variabel dengan persentase ekstraksi maksimum pada rasio P/C l : 25. Penambahan waktu leaching dari 7 menit sampai 6 jam tidak memberikan pengaruh yang signifikan pada kenaikan persentase eksrraksi. Persentase ekstraksi maksimum tercapai pada waktu leaching 15 menit. Variabel konsentrasi H2SO4 yang akan membedakan persentasi ekstraksi maksimum adalah 1 M, di mana kenaikan konsentrasi H2SO4 dari 0,2 M akan menyebabkan persentase seng terekstraksi meningkat sampai titik tersebut dan kemudian menurun sampai konsentrasi 2,5 M. Pada proses electrowinning, semakin lama waktu electrowinning, maka jumlah yang terdeposisi pada katoda akan semakin meningkat, namun efisiensi penggunaan arus yang diberikan semakin kecil sehingga nilai konsumsi energi terus bertambah. Selain itu, pada peningkatan lama waktu electrowinning terjadi penurunan tingkat kemurnian logam seng yang dihasilkan. Variabel waktu electrowinning dengan jumlah seng terdeposisi maksimum adalah 20 menit. Sedangkan yang menghasilkan nilai efisiensi arus yang paling besar dengan nilai konsumsi energi terendah dan kemurnian terbesar adalah 5 menit. Peningkatan nilai rapat arus akan mengakibatkan kenaikan jumlah seng yang terdeposisi sampai pada batas tertentu, namun hal ini diikuti dengan penurunan efisiensi arus yang mengakibatkan nilai konsumsi energi menjaid semakin besar. Kemurnian seng terdeposisi akan menurun sejalan dengan ditingkatkannya rapat arus. Pada variasi rapat arus, nilai yang akan menghasilkan jumlah seng terdeposisi maksimum adalah 0,4 A/cm², sedangkan yang menghasilkan efisiensi arus maksimum, konsumsi energi terkecil dan kemurnian terbesar adalah 0,2 A/cm². Dari hasil percobaan dapat diperoleh kembali logam seng berupa serbuk sampai sebanyak 4,16% dan berupa lempeng sebanyak 23,52% dari ekseluruhan berat batu baterai bekas pakai.

Abstrak :
Dalam penelitian ini dilakukan pengambilan kembali lithium dan cobalt dari limbah baterai Li-Ion. Proses yang digunakan yaitu terdiri dari proses leaching dan dilanjutnya dengan proses ekstraksi cair-cair. Proses leaching dilakukan dengan menggunakan asam sitrat sebagai leaching agent. Kemudian dilakukan proses ekstraksi cair-cair dengan menggunakan Cyanex® 272 sebagai ekstraktan. Hasil percobaan diuji menggunakan metode pengujian atomic absorption spectroscopy (AAS). Proses leaching dengan menggunakan asam sitrat 1,5 M dapat menghasilkan logam lithium hingga mendekati 100% dan cobalt mendekati 90%. Proses ekstraksi cair-cair dengan pH fasa akuatik 6,6 dan konsentrasi Cyanex® 272 sebesar 0,2 M, menghasilkan 57,4% logam lithium dari total lithium awal dan 66,2% cobalt dari total cobalt awal. ......In this study conducted recovery of lithium and cobalt from waste of lithium ion batteries. The process that will be used is consisted of leaching and followed by solvent extraction. Leaching has done by using citric acid. Then, solvent extraction was done with Cyanex® 272 as the extractant. The lithium and cobalt concentration in the aqueous phase is characterized by atomic absorption spectroscopy (AAS). Leaching process with 1.5 M citric acid can recover lithium nearly 100% and cobalt nearly 90%. Solvent extraction was done with pH of aqueous phase 6.6 and Cyanex® 272 0.2 M produce more than 55% lithium from the total initial of lithium and more than 65% of cobalt from the total initial is recovered.

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 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.

---

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 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.

Abstrak :
Ekstraksi zink oksida dari dross zink umumnya dilakukan melalui proses pirometalurgi, yang membutuhkan biaya besar karena berlangsung pada temperatur tinggi Dengan demikian suatu teknik produksi tampa pross temperatur tinggi tentulah akan jauh lebih ekonomis dan lebih mudah penanganannya. Untuk itulah dilalcukan penelitian ini sebagai altematifdalam menghasilkan zink oksida dari dross zink.

Penelitian ini dilakukan dengan dua jalan pengendapan oleh natrium hidroksida, yaitu pengendapan hidroksida tertentu dan bertingkat dengan terlehih dahulu dilakukan penelitian untuk mendapatkan konscntrasi leaching optimum dari HQSO4. Pada pengendapan hidroksida tertentu digunakan 10 gr dross zink yang telah terlebih dahulu direduksi ukurannya dalam 250 ml H3804 2 M, sedangkan pengendapan hidroksida bertingkat mengguuakan 120 gr dross zzink dalam 1800 ml H2304 2 M. Proses pencucian yang dilakukan sampai tiga kali cukup berpengaruh dalam menghilangkan dan memisahkan garam-garam anhidrat (Na2S04) dari zink hiroksida, akan tetapi belum cukup optimal untuk menghilangkannya secara total. Proses kalsinasi diperlukan untuk mengubah zink hidroksida menjadi zink oksida, dengan temperatur 250 °C selama 2 jam.

Melalui perbandingan hasil XRD terhadap data satandar PDF (kartu JCPDS, Powder Digiacliun File) didapatkan bahwa fasa yang terbentuk adalah zink oksida. Zink oksida yang dihasilkan dari penelitian ini, memiliki tingkat kemunjan yang tinggi (95,0ll'7% untuk pengendapan selektif dan 93,66% untuk pengendapan bertingkat). Dengan demikian, proses leaching H2304 dan pcnegndapan hidroksida ini cukup Iayak dijadikan sebagai metode altematif untuk menghasilkan zink oksida dari dross zink_

Abstrak :
Studi tentang proses purifikasi terhadap produk larutan yang dihasilkan dari proses pelindian dari nikel laterit telah dilaksanakan. Seperti yang kita ketahui bahwa produksi nikel datang dari deposit bertipe sulfida dimana deposit oksida mengandung sebagian besar dari nikel. Hasilnya adalah jumlah deposit sulfida terus berkurang dan hamper habis. Nikel laterit merupakan satu-satunya deposit nikel dimasa depan, namun proses yang sesuai dan efektif masih belum dapat ditemukan. Konten nikel yang sangat rendah serta karateristik mineral yang sangat kompleks merupaka masalah utama dalam memproses jenis mineral ini. Proses hidrometalurgi merupakan satu-satunya cara untuk memproses jenis mineral ini untuk mendapatkan nikel yang murni serta ekonomis. Pelindian dengan kondisi atmosfir standar merupakan salah satu cara yang sangat menjanjikan di masa depan. Namun karena jumlah impuritas yang terkandung dalam produk larutan dari proses ini sangat banyak, penelitian lebih lanjut sangat dibutuhkan. Skripsi ini membahas tentang berbagai macam proses pelindian atas nikel laterit serta proses purifikasi dari produk larutan hasil pelindian. ...... Investigasi di lakukan pada tahap purifikasi untuk menghilangkan impuritas yakni besi dan mangan dalam produk larutan hasil pelindian. Impuritas berusaha untuk di hilangkan dengan proses presipitasi dalam keadaan atmosfir standar. Besi di presipitasi dengan menggunakan bahan kimia untuk netralisasi sementara mangan di presipitasi dengan menggunakan bahan kimia beroksida. Dalam studi ditemukan bahwa presispitasi dapat dilakukan dengan mengontrol pH dari larutan pada suhu tertentu. Lebih jauh lagi, dua tipe presipitasi dari besi dapat dipilih tergantung dari proses lanjutan. Dalam eksprimen untuk menghilankan mangan, ditemukan bahwa permanganat dapat mengoksidasi mangan secara efektif dengan dosis yang rendah. Temuan yang lain adalah proses oksidasi yang lambat membuktikan bahwa proses presipitasi mangan dapat dilakukan secara efektif dan selektif. Oksidasi secara bertahap membuktikan bahwa mangan dapat dihilangkan tanpa kehilangan nikel dalam produk larutan.

Abstrak :
Logam tantalum dan niobium dikategorikan sebagai logam refraktori yang mana banyak dibutuhkan dalam dunia industri tetapi sayngnya keberadan kedua logam ini kembali masuk kedalam kategori critical raw materials. Berdasarkan ketersediaan sumber, terak timah dapat dijadikan sebagai alternatif untuk mendapatkan logam tantalum dan niobium. Dalam penelitian ini dilakukan rangkaian proses untuk mneningkatkan kadar niobium dan tantalum dalam terak timah yang memiliki kadar awal 0,23 dan Nb sebesar 0,47, dengan melakukan pemanggangan 2 jam di suhu 900 C, dilanjutkan dengan pelindian NaOH 8 M, dan terakhir dilakukan pelindian asam dengan menambahkan variasi konsentrasi H3PO4 pada larutan HNO3 dikondisi atmosferik. Dari hasil pemanggangan didapatkan ada kerenggangan antar partikel dan terjadi aglomerasi.pada partikel. Pelindian NaOH dapat melarutkan senyawa Si, Al, Fe dan Zr. Kadar optimal yang dihasilkan dari pelindian campuran HNO3 2 M: H3PO4 1,5 M dengan nilai kadar untuk tantalum dan niobium adalah secara berturut-turut 0,9 dan 1,54.

---

Tantalum and niobium are categorized as refractory metal, which needed in many industries. Unfortunately, both of this metals are categorized as critical raw material. Due to the supply of source, tin slag can be considered ad alternative source of tantalum and niobium. The aim of this research is to upgrade the grade of niobium and tantalum of tin slag which have initial grade 0,23 Ta2O5 and 0,47 Nb2O5, with roasting at 900 C for 2 hour, continued by NaOH 8 M leaching, and acid leaching with adding variation concentration of H3PO4 on HNO3. The result showed that there is loosing among particles and also aglomeration of particles. NaOH leaching would dissolve the impurities such as Si, Al, Fe, and Zr. The optimal grade of Ta and Nb was reached by the leaching 2M HNO3 1,5 M H3PO4 with 0.9 Ta and 1,54 Nb.

Abstrak :
Ekstratksi tin dari sumber sekunder terbukti menjadi alternatif yang atraktif melihat dari permintaan produksi timah yang terus bertumbuh. Terak timah, yang tergolong sumber sekunder, masih menyisakan timah oksida sekitar 1 sampai 3%. Literature studi menunjukkan, untuk melakukan leaching dari terak timah secara efektif, formasi silica gel harus di cegah, oleh karenanya asam oksalat dipilih. Empat parameter leaching, konsentrasi asam oksalat, waktu, temperature, dan rasio, dipilih untuk mengekstrak tin (sebagai target) beserta titanium, tantalum, dan niobium. Eksperimen menunjukan, bahwa parameter leaching paling optimum berada di 24 jam waktu leaching, pada 50?C dan 10% rasio cairan dan solid. ......Recovering tin from secondary resource proves to be an attractive alternative tin resource to help satisfy the ever-growing tin demands. Tin slag, considered as a secondary resource, still consist of tin in the form of oxides approximately 1 – 3%. Studies found that in order to leach tin slag effectively the formation of silica gel has to be prevented, hence oxalic acid was chosen as the leaching reagent for the study. Four leaching parameters, oxalic acid concentration, leaching time, leaching temperature and solid liquid ratio, were tested through the experiment to extract tin as the primary metal, along with titanium, tantalum and niobium. The experiment concluded that the optimum leaching time is at 24 hours with a temperature of 50?C at 10% solid/liquid ratio.

Abstrak :
Mineral oksida besi merupakan salah satu komponen utama impurities pada bauksit dan limbah bauksit. Menghilangkan kandungan besi oksida dari bauksit dan limbah bauksit dapat menghasilkan produk yang bisa diproses kembali dengan Proses Bayer. Dilakukan pengujian beberapa parameter leaching, antara lain pH awal larutan asam, temperatur leaching, konsentrasi asam oksalat, serta penggunaan ion fero (Fe2+) sebagai katalis. Hasil penelitian menunjukkan bahwa hematit dapat dilarutkan dari residu limbah bauksit dengan efektif, namun selektivitas terhadap pelarutan aluminium masih rendah. Kandungan besi yang terdapat di dalam larutan asam dapat kembali diambil dengan menggunakan metode presipitasi goetit yang menunjukkan hasil recovery tinggi. ......Iron oxides, namely hematite, is one of the main impurities in both low grade bauxite ores and red mud. Studies found that hematite can be leached effectively using oxalic acid and the removal of iron oxides from low grade bauxite or red mud will increase the feasibility of processing by means of Bayer Process. Several leaching parameters were tested, namely initial solution pH, leaching temperature, oxalate concentration, all with the use of catalyst. The tests concluded that hematite can be leached effectively from bauxite waste residue by using oxalic acid, however selectivity is still an issue as the amount aluminium leached is still high. The leached iron could then be recovered as goethite through the goethite precipitation method that yielded high recovery value.

Abstrak :
ABSTRAK
Leon adalah salah satu nama daerah deposit bijih emas PT X. Deposit Leon akan mulai ditambang pada tahun 2001, oleh karena itu perlu dilakukan penelitian untuk mengetahui karakteristik dan jenis bijih sehingga dapat mengatisipasi kendala dan menentukan proses pengolahan yang paling tepat. Penelitian ini dilakukan dengan tujuan untuk mengetahui kondisi leaching yang paling optimum untuk mendapatkan recovery yang maksimum.

Bijih Leon dileaching dengan menggunakan sianida dengan metode Column Leach Test selama 10 hari dengan pH larutan 10-11. Untuk mengetahui kondisi optimum proses digunakan variabel penelitian berupa konsentrasi NaCN (150, 250 dan 350 ppm) laju a liran (2, 6 dan 10 liter/hari), ukuran partikel (<4,75, >4,75-<6,3, >6,3-<12,5, >12,5-<25 dan >25 mm) dan penambahan MP7. Earutan dialirkan ke atas bijih sehingga larutan akan keluar dari ba wah kolom. Setiap hari dililakukan settling konsentrasi NaCN dan pH, serta analisa kadar emas dan air raksanya dengan metode AAS.

Hasil pengeujian menunjukkan kandungan emas pada bijih 3,47% gr/ton dan AuCN 3,18 mg/l dengan rasio AuCN/AuFA 91,56% sehingga bijih Leon termasuk bijih oksida kategori sub grade dan cocok untuk proses heap leaching.

Hasil penelitian menunjukkan ekstraksi maksimum didapatkan pada konsentrasi NaCN 250 ppm dengan laju aliran 10 lt/hari yaitu 89,48%. Ekstraksi maksimum terjadi pada ukuran partikel <4,75 mm sebesar 93,61%. Penambahan Amersep MP-7 berhasil mengendapkan Hg sebesar 20,24% dan tidak berpengaruh terhadap ekstraksi emas.

---

Abstrak :
Penggunaan telepon genggam sekarang ini sudah mcnjadi sesualu yang sangat umum dalam kehidupan sehari-hari. Banyaknya penggunaan lelepon genggam menyebabkan timbulnya limbah benlpa baterai telepon genggam, diantaranya adalah baterai lithium-ion. Pada baterai lithium-ion terdapat kandungan logam kobalt dalam jumlah yang cukup besar, sehingga proses pengambilan kembali logam kobalt dari limbah baterai lithium-ion dapat menghasilkan logam kobalt dalam jumlah yang cukup signifikan. Metode ekstraksi cair-cair dapat digunakan untuk proses pengambilan kembali logam kobalt dari limbah baterai lithium-ion. Metode pemisahan ini berdasarkan pada perbedaan koefisien dislribusi zat terlarut dalam dua larutan yang berbeda fasa (fasa akuatik dan organik) dan tidak saling bercampur. Pada penelitian ini dilakukan pengujian kemampuan ekstraktan Cyanex 272 [bis (2,4,4,-trimerhylpeniyl) phosphinic acid] dalam proses pengambilan kembali logam kobalt. Cyanex 272 merupakan ekstraktan yang sering digunakan dalam proses pengambilan kembali logam kobalt. Percobaan yang dilakukan dalam penelitian ini adalah proses leaching limbah baterai lithium-ion dengan menggunakan HCI, dan proses ekstraksi larutan hasil leaching menggunakan Cyanex 272 dengan pelarut kerosin. Variasi yang dilakukan dalam proses leaching adalah konsentrasi HCI, waktu leaching, rasio solid/liquid, dan temperatur. Variasi yang dilakukan dalam proses ekstraksi adalah variasi pH fasa akuatik, konsentrasi ekstraktan, dan waktu. Larutan yang didapat dan masing-masing proses di atas dianalisa dengan menggunakan AAS (Atomic Absorption Spectroscopy) sehingga kita dapat mengetahui komposisi kobalt pada larutan hasii leaching dan larutan basil ekstraksi. Berdasarkan percobaan yang dilakukan didapat nilai optimum untuk proses leaching pada konsentrasi HCI 4M, waktu kontak 150 menit, rasio solid/liquid sebesar 1/100, dan temperatur leaching 80°C. Pada kondisi optimal ini didapat nilai persentase leaching kobalt sebesar 91.55% dan alumunium sebesar 99.99% Pada proses ekstraksi proses ekstraksi didapat nilai optimum pada pH fasa akuatik sebesar 6, konsentrasi ekstraktan 0.08M, dan waktu kontak 30 menit. Pada kondisi optimal ini didapat nilai persentase ekstraksi kobalt sebesar 84.15% dan alumunium sebesar 66,63%.