Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Pemanfaatan mineral ilmenit PT.TIMAH Bangka yang banyak mengandung unsur Ti menjadi sangat penting karena dapat menghasilkan larutan precursor TiOSO4 sebagai bahan baku pembuatan TiO2. Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui pengaruh konsentrasi larutan H2SO4 dan temperatur serta mencari model persamaan kinetika yang sesuai pada proses pelindian ilmenit hasil dekomposisi (Potassium Titanat) ini. Bahan baku pelindian yang digunakan adalah serbuk padatan potassium titanat yang merupakan hasil dekomposisi ilmenit. Pelindian dilakukan selama 5 jam dengan pengambilan sampel larutan setiap 30 menit untuk diteliti persentase ekstraksi Ti dan Fe yang terlarut dalam TiOSO4 dan FeSO4. Persentase ekstraksi Ti tertinggi diperoleh dengan besar 85,03% pada pelindian dengan larutan H2SO4 75% pada temperatur 1250C dengan waktu pelindian selama 180 menit. Persentase ekstraksi Fe yang diperoleh pada kondisi yang sama adalah sebesar 31,45%. Adapun persamaan model kinetika yang sesuai untuk proses pelindian tersebut ada 2 macam yaitu model Ginstling-Brounshtein dan model Dickinson. Energi aktivasi terkecil yang diperoleh untuk proses pelindian tersebut dihasilkan dengan menggunakan permodelan Ginstling-Brounshtein dengan nilai masing- masing 29,1 kJ/mol, 54,0 kJ/mol, 52,6 kJ/mol 50,5 kJ/mol untuk pelindian Ti dengan larutan H2SO4 50%, 75%, serta pelindian Fe dengan larutan H2SO4 50%, dan 75%.

---

Utilization of ilmenite mineral PT.TIMAH Bangka which contains element of Ti is very important because it can produce TiOSO4 precursor solution as raw material for producing TiO2. This research aimed to determine the effect of H2SO4 concentration and temperature as well as the search for a suitable kinetic equation model to the ilmenite decomposition (Potassium Titanate) leaching process. The leaching raw material is solid potassium titanate powder which is the result of decomposition. The Leaching process took place for 5 hours with solution sampling (extraction) every 30 minutes to study the percentage of Ti and Fe that were dissolved in TiOSO4 and FeSO4 solution. The highest percentage of Ti extraction obtained by the leaching process was 85.03% in 75% H2SO4 solution at 1250C for 180 minutes. The percentage extraction of Fe were obtained at the same conditions was 31,45%. The suitable kinetic equation models for the leaching are Ginstling-Brounshtein model and Dickinson model.

The smallest activation energy for the leaching process was obtained by using Ginstling-Brounshtein kinetic equation model with 29,1 kJ / mole, 54,0 kJ / mole, 52,6 kJ / mole, 50,5 kJ / mole for Ti leaching with a solution of 50% H2SO4, 75% H2SO4, and Fe leaching with a solution of 50% H2SO4 and 75% H2SO4."

"Pada penelitian ini, campuran senyawa LiOH, Al2O3, dan SiO2 telah berhasil dipreparasi melalui dua tahapan proses, yaitu pencampuran selama dua puluh jam dan pembakaran pada temperatur 12000C. Kemudian campuran tersebut diekstraksi melalui proses pelindian menggunakan larutan KOH dan dilanjutkan dengan proses pengendapan menggunakan larutan hangat Na2CO3 dan aliran gas CO2. Pada proses pelindian didapatkan larutan LiOH dimana recovery Li yang didapatkan berbanding lurus dengan variabel temperatur yang digunakan. Hasil optimum proses pelindian didapatkan pada variabel temperatur 2000C dengan nilai recovery Li sebesar 7.13%. Telah dibuktikan pula bahwa pada proses pengendapan recovery Li didalam endapan meningkat seiring dengan meningkatnya rasio Na : Li yang digunakan.

---

In this work, the mixture of LiOH , Al2O3, and SiO2 was succesfully prepared by two step, that is mixing about twenty hour and roasting at temperature 12000C. Afterwards, the mixture was extracted by leaching process using KOH solution and then continued by precipitation process using Na2CO3 warm solution and CO2 stream. In the process of leaching, LiOH solution was obtained where recovery of Li which obtained equal with variable of leaching temperature. The optimum yield of leaching process was obtained at temperature 2000C with % recovery 7,13%. It was also proven that’s on precipitation process, Li recovery in precipitate increase as well as increasing of Na : Li ratio."

"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."

"ABSTRAKPenggunaan ligan dalam ekstraksi logam dari mineral laterit jauh lebih murah dibandingkan mengekstrak logam dengan cara pirometalurgi. Penggunaan bahan kimia termasuk metode mengekstrak logam secara hidrometalurgi. Pada penelitian ini metode untuk melarutkan logam dari mineralnya adalah heap leaching dengan target logamnya adalah nikel. Penelitian ini dilakukan dengan tiga tahap yaitu melarutkan logam dari mineral, metode job untuk mengetahui bilangan kordinasi dari logam dengan salisilaldoksim, dan pengaruh pektin dalam mengekstraksi logam nikel dari pengotor logam lain. Karakterisasi kadar Ni menggunakan instrumen AAS, mengetahui bilangan kordinasinya menggunakan instrumen Uv-vis, mengetahui kadar dalam laterit sebelum dan sesudah heap leaching menggunakan XRD. FTIR untuk mengetahui gugus pada salisilaldoksim serta untuk menegetahui atom yang mengikat logam Ni. Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui mengetahui karakteristik mineral laterit sebelum dan sesudah treatment, logam nikel dapat dipisahkan dari mineral laterit, mengetahui Konsentrasi optimum asam untuk memisahkan logam nikel dari mineral laterit, mengetahui konsentrasi optimum ligan dalam memisahkan logam nikel, dan konsntrasi optimum dari pektin dalam mengekstrak logam Ni. Variasi konsentrasi asam dalam melarutkan logam dari mineral adalah 1M, 2M, 3M, 4M, 5M. Dimana dari hasil karakterisasi dengan AAS didapatkan konsentrasi Ni maksimum adalah pada saat penggunaan HCl 5M. Untuk metode job dilakukan dengan mengkomplekskan variasi jumlah mol logam standar dengan ligan, dimana didapatkan bilangan kordinasinya adalah 1:2. Kemudian dilakukan ekstraksi 30 mL sampel yang di netralkan dengan 61 mL NH4OH dengan salisilaldoksim sesuai perbandingan yang didapat dari metode job serta penambahan 0 ppm, 500 ppm, 1000 ppm, 1500 ppm, 2000, ppm. Dimana konsentrasi maksimum pektin adalah 500 ppm.

---

ABSTRACTUse of ligan in metal extraction from laterite mineral is cheaper than extracting metal by pyrometallurgy. Using chemicals count as extracting metal by hydrometallurgy. This research use the method of metal solving from its mineral with heap leaching, with nickel as its target. This research is done in three steps, which is solving the metal from the mineral, job method to know a coordination number from metal complex with salicylaldoxime, and to know an effect of pectin addition in nickel extraction from other metals. Characterization of nickel content is with AAS instrumentation, using Uv vis to know a coordination number , using XRD to know nickel content in laterit mineral before and after heap leaching. Using FTIR to know functional group in salicylaldoxime and to know what atom bound to Nickel. The purpose of this research is to know the characteristic of laterite mineral before and after treatment, Nickel can be separated from laterite mineral, to know an optimum concentration of acid to separating nickel from laterite mineral, to know an optimum concentration of pectin in nickel extraction. Variation of acid concentration in solving metal from mineral is 1M, 2M, 3M, 4M, 5M. the optimum nickel concentration when using HCl 5M. For the job method it was done by complexing variation of mol metal standard with ligand and the coordination number is two where the metal comparison with ligan is 1 2. Then neutralized 30 mL sample with 61 mL NH4OH 4M and then separating precipited. Then extracting the solution with ligand in toluene corresponding to job method, and then addition of 0 ppm, 500 ppm, 1000 ppm, 1500 ppm, 2000 ppm pectin."

"Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui studi elektrokimia dan mengamati respon dari sample yang berupa lembaran tembaga, printed circuit board (PCB) bekas dan PCB kosong pada larutan asam sulfat (H2SO4) berkonsentrasi 0,1 M dan 1 M menggunakan metode pengujian pelindian yang disertai dengan pengujian polarisasi linear dan pengujian electrochemical impedance spectroscopy (EIS). Pengujian polarisasi linear bertujuan untuk mengetahui laju korosi dari sampel. Hasil dari pengujian polarisasi linear menunjukkan bahwa larutan asam sulfat dengan konsentrasi 1 M memiliki nilai icorr lebih tinggi pada semua sampel yang berujung pada laju korosi lebih tinggi, yakni 196 x 10-2 mm/tahun untuk PCB bekas, 592,8 x 10-2 mm/tahun untuk lembaran tembaga dan 79,7 x 10-5 mm/tahun untuk PCB kosong. Selanjutnya, dilakukan pengujian EIS yang bertujuan untuk mengetahui ketahanan transfer muatan sampel (Rct). Hasil yang didapatkan menunjukkan pengujian pada PCB bekas menggunakan asam sulfat 0,1 M memiliki Rct paling besar senilai 413 x 103 Ω yang merupakan keadaan dimana sampel memiliki kecenderungan sangat kecil untuk terkorosi. Pengujian ini menggunakan variabel berupa konsentrasi dan sampel yang merupakan multilayer PCB bekas dan double-layer PCB kosong dengan variabel pembanding berupa tembaga.

---

This study aims to acknowledge electrochemical studies and observe the response of samples in form of copper sheets, used printed circuit board (PCB) and blank PCBs in sulfuric acid (H2SO4) concentration of 0.1 M and 1 M using leaching method accompanied by linear polarization and electrochemical impedance spectroscopy (EIS). Linear polarization testing aims to determine the corrosion rate of the sample. The results of linear polarization testing showed that a solution of sulfuric acid with a concentration of 1 M had higher icorr values ​​among all samples which resulted in a higher corrosion rate, which is 196 x 10-2 mm/year for used PCBs, 592.8 x 10-2 mm/year for copper sheets and 79.7 x 10-5 mm/year for blank PCBs. Furthermore, an EIS experiment was conducted to determine the resistance of transfer of sample charges (Rct). The results obtained show that experiment on used PCBs using 0.1 M sulfuric acid has the largest Rct worth 413 x 103 Ω which indicates a situation where the sample has a very small tendency to corrode. This test uses a variable in concentration and sample which is a used multilayer PCB and double-layer plain PCB with a comparison variable in the form of copper.

"

"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."

"Baterai merupakan alat yang sangat penting bagi kehidupan manusia. Hal ini dikarenakan baterai mempunyai kemampuan untuk menghasilkan energi, khususnya energi listrik. Namun, jika baterai tersebut tidak berfungsi lagi maka ia akan menjadi limbah. Limbah baterai yang dibuang bebas ke lingkungan sangatlah berbahaya, karena didalam baterai terdapat kandungan logam berat seperti Mangan (Mn) dan Seng (Zn). Dan karenanya diperlukannya penanganan serius untuk masalah limbah baterai ini. Pada penelitian ini, serbuk baterai bekas tipe Zinc Carbon di Leaching dengan H2SO4 dengan konsentrasi 1M, 1,5 M dan 2M. Kemudian diberi perlakuan panas dengan menggunakan tiga jenis alat yaitu Reduction oven, Torch, dan Dapur oksigen. Ketiga alat ini memiliki kondisi atmosfir yang berbeda-beda, dimana reduction oven dengan atmosfir tertutup dan dalam suasana reduksi gas karbon monoksidam Torch dengan kondisi atmosfir udara terbuka, dan Dapur oksigen dalam kondisi atmosfir tertutup tetapi dengan pemberian gas oksigen. Adapun pada proses perlakuan panas ini temperature reduksi dan time holding yang dibuat tetap, yaitu 900℃ dan 30 menit. Kemudian setelah itu diuji komposisinya dengan XRF untuk mengetahui persentase Mn dan Zn. Dan selanjutnya diuji XRD untrik mengetahui senyawa yang terbentuk akibat proses perlakuan panas. Leaching dengan konsentrasi H2SO4 1,5 M memberikan hasil yang optimal disbanding yang lainnya, yaitu hingga mencapai 50,87%. Dan dari hasil karakterisasi XRD menunjukkan senyawa utama yang terbentuk sebagai hasil proses perlakuan panas adalan Mn3O4 (Hausmanite). Dan hasil karakterisasi XRF menunjukkan bahwa persentase Mangan semakin meningkat dengan diberikannya oksigen pada proses perlakuan panas hingga 92,47%. Dan juga dari hasil XRF terlihat oenurunan persentase Zn hingga 0,09%. Dari ketiga jenis metode perlakuan panas yang dilakukan, dapat dilihat Dapur oksigen memberikan hasil persentase Mn yang tertinggi hingga 92,47% jika dibandingkan dengan ketiga metode lainnya. Dan dengan Reduction oven diperoleh persentase Mn yang terendah hingga 36,47% jika dibandingan dengan ketiga metode lainnya."

"ABSTRAKNegara Indonesia adalah negara yang kaya akan kandungan unsur mineral berharga pada sumber daya alamnya terhususnya dalam bidang pertambangan. Terak nikel adalah salah satu hasil mentah atau slag dari pemurnian kadar unsur ndash; unsur berharga dimana yang berasal dari perut bumi Indonesia yang didalamnya banyak mengandung mineral berharga seperti Magnetite Fe3O4, Pendlandite Fe,Ni 9S8, Nickel Iron NiFe, dan Bornite CuFeS4. Studi penelitian ini bertujuan untuk mengetahui pengaruh kadar pH terhadap effisiensi pengambilan kadar unsur nikel dan kobalt pada proses pelindian asam ndash; basa menggunakan larutan H2SO4 0,2 M dan NH4OH pada variasi pH yang beragam. Berdasarkan hasil XRD dan AAS, diperoleh hasil yang cukup signifikan pada hasil pelindian pada pH 9.

---

ABSTRACTIndonesia is a country rich in the content of valuable mineral elements in its natural resources particularly in the field of mining. Nickel matte is one of the crude or slag results of purifying the precious elements of which are derived from the nature of the Indonesian earth in which it contains many valuable minerals such as Magnetite Fe3O4, Pendlandite Fe,Ni 9S8, Nickel Iron NiFe, and Bornite CuFeS4. This research study aims to determine the effect of pH levels on the efficiency of taking the element content of nickel and cobalt in the acid base leaching process using a solution of H2SO4 0.2 M and NH4OH on various pH variations. Based on XRD and AAS results, significant results were obtained in leaching results at pH 9. "

"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."