Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Kebutuhan asam dari suatu pelarutan bijih tembaga teroksidasi merupakan salah satu faktor penting secara ekonomi dan kuantitasnya harus dapat ditentukan secara optimal untuk mendapatkan proses pelarutan yang efisien. Suatu studi kinetik oleh asam sulfat dari bijih tembaga teroksidasi khususnya Malachite telah diteliti. Pengaruh dari waktu leaching, kecepatan pengadukan, konsentrasi asam dan perbandingan solid liquid, temperature dan ukuran dari bijih telah diteliti. Menggunakan kondisi terbaik diperoleh recovery 90% pada 250C dan 98% pada 800C setelah 150 menit waktu leaching dan pada konsentarsi asam 1 mol/L dengan perbandingan liquid/solid 6:1. Pelarutan dari Malachite selama leaching dapat digambarkan sebagai fungsi logaritma, y=a ln(x) + B. Berdasarkan data dari pelarutan awal menggunakan asam sulfat diketahui bahwa kinetika pelarutan batuan tembaga jenis malachite dikontrol oleh suatu reaksi diffusi.

---

The relationship of percent copper extraction to acid consumption must be refined to optimized the economic value and the consumption quantity must be known to get the efficiency of extraction. A study kinetics of the sulfuric acid leaching of oxidized copper ore malachite from North Sumatera was carried out. The effect of leaching time, stirring, sulfuric acid concentration, ratio solid liquid, temperature, particle size were analyzed. The optimum condition, copper recovery about 90% at 250C and 98% at 800C after 30 minute leaching time in 1.0 M sulfuric acid concentration with liquid/solid ratio 6:1 at 150 rpm. Malachite dissolution during leaching can be described by logaritmic function. Basic on data obtained for the leaching kinetics indicated that the initial dissolution of malachite is a diffusion controlled reaction."

"Malasit merupakan salah satu bijih sekunder tembaga yang memiliki rumus kimia CuCO3.Cu(OH)2., Bijih malasit termasuk dalam batuan karbonat dan biasanya berwarna biru dan hijau. Pelindian merupakan proses pengambilan logam berharga secara selektif dari bijih dengan pelarut sehingga didapatkan suatu larutan kaya. Pelindian juga bertujuan menaikan kadar dari bijih. Laju proses pelindian dipengaruhi oleh beberapa faktor diantaranya yaitu ukuran partikel, konsentrasi, temperatur dan waktu pelindian. Bahasan penelitian ini ialah pengaruh proses klasifikasi air terhadap kenaikan persentase kadar tembaga dan pengaruh konsentrasi pelarut terhadap persentase peningkatan kadar tembaga pada bijih malasit. Penelitian ini melakukan beberapa pengujian yaitu uji karakterisasi bijih malasit menggunakan EDX dan AAS, uji anilsis filtrat hasil pelindian menggunakan AAS. Hasil dari peneltian ini, penambahan metode proses klasifikasi air menaikkan persetase kadar tembaga dan pengaruh konsentrasi pelarut pada proses pelindian yang berpengaruh terhadap persentase peningkatan tembaga pada bijih malasit.

---

Malachite is a secondary ore of copper which has chemical formula CuCO3.Cu (OH)2. Malachite ore included in carbonate rocks and usually colored blue and green. Leaching is the process of making precious metals from ore by selective leaching agents until get a rich solution. Leaching is also increasing the content of ores. The rate of leaching process is influenced by several factors including the particle size, concentration, temperature and time leaching.

Discussion of this study is the influence of the classification process water to increase the percentage of copper content and the influence of the lixiviant concentration to the percentage recovery of copper in malachite ores. Some of the testing performed in this study are malachite ore characterization testing using EDX and AAS, analysis filtrate testing which is the result of leaching, using AAS.

The result of this study is the addition method of water classification process (float sink) can increase the copper content and the influence of lixiviant concentration in the leaching process which can increase the percentage recovery of copper in malachite ores."

"Adanya fenomena alterasi dan karakteristik porphyry dimana kristal-kristal mineral suifida tembaga terhambur dalam matrik mineral pengotor berbutir halus, menyebahkan sifat dan respau ore di satu lokasi terhadap proses flotasi aka!z herheda denga11 sifat dan respa11 ore di Jokavi yang lain. Penelitian ini berupaya mengungkapkan perbedaan respon ore-ore pada lokasi yang berbeda, yaitu antara are penambangan terbuka dan ore penambangan bawah tanah (imdergrorm.d}. dan tipe yang berbeda, yaitu untuk tipe A,B dan C dari ore penambangan terbuka, terhadap suatu proses jlotasi kasar. Peninjauan respon dilakukan melalui pengujian kinetik flotasi ore. secara independen alas masing-ma.ving ore, dan juga atas variasi campuran JO%A-40%Ii-SO%C. 70%1i-30'Y.C, 30%R-70%C, dan SO%Ii-30%C- 20% underground, guna melihat huhungan perolehan tembaganya dari kadar Cu dalam konsentrat. Pengujian cacah titik dilalcukan untuk meninjau lebih dalam kw1dtmgan dan derajat libera.'ii dari mineral sulftda temhaga yang ada dalam tiap ore. Secara unmm, ore underground memiliki perolehan tembaga dan radar Cu dalam konsmtrat yang paling ting;gi. Kehadirannya ,rebm!yak 20% dalam campuratl ore dapat me1#ngkatkan kadar Cu konsentrat sebesar 1. I 1% dan perolehau tembaganya sebesar 4.93%.. Kemampua11 ore underground ini hanya bisa diimbangi oleh ore tipe A dari penambangan terbuka."

"ABSTRAKPada proses elektrorefining Cu, anoda yang tidak murni dilarutkan secara elektrokimia dan diendapkan kembali sebagai produk yang lebih murni di katoda. Salahsatu cara yang dapat dilakukan untuk meningkatkan kemurnian produk khususnya dari pengotor Ag adalah dengan menambahkan MCL pada elektrolit yang digunakan. Dari penelitian diperoleh hasil bahwa penambahan MCL tidak dapat dilakukan secara bebas penambahan HCL dalam jumlah 3 dan 6 gpl menyebabkan potensial sel naik tajam dan anoda menjadi tertutup oleh endapan putih tembaga khlorida sehingga elektorefining secara umum menurun."

"Kegagalan proses produksi batang kawat tembaga di P.T. "X" sering terjadi, hal ini menyebabkan penurunan produksi bampir 4.800 ton/tahun dari total produksi 60.000 ton/tahun. Untuk menganalisa sumber dari kegagalan produksi ini perlu ditelusuri mulai dari komposisi unsur kimia yang terdapat pada bahan baku sampai dengan proses pembuatan batang kawat tembaga. Bahan baku yang digunakan dalam pembuatan batang kawat tembaga terdiri dari tembaga mumi dan scrap tembaga hasil pemurnian.Dari basil analisa komposisi dapat diketahui bahwa bahan baku yang digunakan pada proses pembuatan batang kawat tembaga sesuai standar kwalitas produksi ASTM. B. 49. Dan observasi dipabrik untuk proses pengecoran (casting) dan pengerolan, ternyata perubahan temperatur prosesnya masih sesuai standar operasi produksi di P.T. ?X?. Pada pengujian komposisi terhadap batang kawat tembaga yang mengalami cacat permukaan bentuk V dan bentuk lubang, prosentase unsur pengotor seperti Pb, Sn, Ag, As, Te, Fe, tidak terjadi penyimpangan terhadap standar kwalitas produksi ASTM B. 49. Dari hasil uji ini terbukti bahwa pengaruh unsur pengotor tidak memberikan kontribusi terhadap penyebab terjadinya kegagalan batang kawat tembaga.Dari hasil pengujian struktur mikro dan pengamatan dengan (Scanning Electron Microscope) SEM terlihat bahwa kegagalan proses pembuatan batang kawat tembaga diakibatkan oleh peristiwa mekanis yaitu retaknya ml sewaktu batang tembaga direduksi dari stand OV ke stand 1 H. Dari analisa kegagalan rol didapat bahwa retak yang terjadi di permukaan rol berupa celah. Hal ini merusak permukaan batang tembaga berupa cacat bentuk V dan bentuk berlubang. Untuk menurunkan persentase kegagalan batang kawat tembaga, maka pendinginan proses pada rolling mill perlu dioptimasikan lagi."

"ABSTRAKProses reduksi selektif bijih nikel laterit dengan penambahan aditif NaCl dan gas pereduksi CO, diikuti dengan proses separasi magnetik telah dipelajari dalam penelitian ini. Karakterisasi bijih menunjukan kandungan nikel sebesar 1,4% dan besi sebesar 50,5% dengan fasa-fasa dalam bijih yaitu gutit (FeOOH), lizardit (Mg3(Si2O5)(OH)4), olivin ((Fe,Mg)2SiO4), dan kuarsa (SiO2). Proses reduksi dilakukan dengan variasi temperatur 900, 1000, dan 1100 °C, waktu tahan 30-180 menit, dan dengan penambahan 10% aditif NaCl. Proses separasi magnetik yang dilakukan menggunakan metode basah dan kekuatan magnet sebesar 500 gauss untuk memisahkan produk konsentrat dan tailing. Bijih hasil reduksi dikarakterisasi dengan menggunakan pengujian metalisasi, X-Ray Diffraction (XRD), Scanning Electron Microscope (SEM) yang dilengkapi dengan Energy Dispersive X-Ray Spectroscopy (EDS) serta konsentrat dan tailing diidentifikasi dengan alat uji X-Ray Flourescence (XRF). Fasa yang terdapat dalam bijih hasil reduksi yaitu kamasit (FeNi), magnetit (Fe3O4), wustit (FeO), natrium klorida (NaCl) dan fayalit (Fe2SiO4). Hasil percobaan menunjukkan derajat metalisasi nikel dan besi meningkat seiring dengan meningkatnya temperatur dari 900-1100 °C dan waktu tahan reduksi dari 30-180 menit oleh karena semakin intensnya proses kloridasi, segregasi, dan reduksi pada bijih. Hal ini berdampak pada meningkatnya kadar nikel dan besi pada konsentrat hasil proses separasi magnetik. Perolehan nikel meningkat seiring dengan meningkatnya temperatur dan waktu tahan reduksi oleh karena semakin banyaknya nikel yang terbebas dari fasa pengandungnya, sementara fayalit semakin banyak terbentuk sehingga perolehan besi menurun. Kadar dan perolehan optimum yang didapat yaitu berturut-turut 2,8% dan 59,2% untuk nikel, dan 58,16% dan 34,27% untuk besi. Derajat metalisasi digunakan sebagai parameter kinetika reduksi dan didapatkan model Avrami-Erofeyev sebagai model yang merepresentasikan mekanisme nukleasi pada proses reduksi. Energi aktivasi yang didapat yaitu sebesar 38,1622 kJ/mol atau 9,12 kkal/mol dengan tahapan pengendali laju reaksi yaitu gabungan antara difusi gas dan reaksi kimia antarmuka.

---

ABSTRACTKSelective reduction process of lateritic nickel ore using CO and NaCl additive were studied in this work. Ore characterization result shows the nickel grade of 1.4% and iron grade of 50,5% with phases contained in the ores were goethite (FeOOH), lizardite (Mg3(Si2O5)(OH)4), olivine ((Fe,Mg)2SiO4) and quartz (SiO2). The temperature of reduction process varied from 900, 1000, and 1100 °C with reduction time of 30-180 min and 10% NaCl additives. Magnetic separation process were done using wet methode and magnetic intensity of 500 gauss to separate concentrate and tailing. The reduced ore were characterisized using metallization test, X-Ray Diffraction (XRD), Scanning Electron Microscope (SEM) with Energy Dispersive X-Ray Spectroscopy (EDS) while the concentrate and tailing were identified using X-Ray Flourescence (XRF). Kamacite (FeNi), magnetite (Fe3O4), wustite (FeO), natrium chloride (NaCl) dan fayalite (Fe2SiO4) were the phases present in the reduced ore. The result shows that the degree of metallization of nickel and iron increases with the increasing temperature from 900 to 1100 °C and holding time from 30 to 180 minutes because of the increasing intensity of the chloridization, segregation and reduction process. This has an impact on increasing the grade of nickel and iron on the concentrate. The recovery of nickel was increased along with the increasing temperature and holding time because of the increasing amount of nickel liberated from its bearing phase, while fayalite were increasingly formed so that the recovery of iron was decreased. The optimum grade and recovery resulted from the experiment was 2.8% and 59.2% for nickel respcetively, and 58.16% and 34.27% for iron. The degree of metallization was used as reduction kinetics paramter and the model representing the reduction proces was Avrami-Erofeyef with its nucleation mechanism. The resulting activation energy of 38.1622 kJ/mol or 9,12 kkal/mol with combined gas diffusion and interfacial chemical reaction as the rate-controlling step."