Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"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."

"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."

"Proses peleburan timah menghasilkan limbah berupa slag II dalam jumlah besar. Slag II sebagai terak pada proses peleburan timah masih mengandung beberapa unsur utama antara lain 0,0619% uranium, 0,530% thorium, 0,179% P2O5, dan 6,194% logam tanah jarang (LTJ) oksida total. Berdasarkan fakta tersebut, maka sangat menarik untuk meneliti pengolahan slag II, terutama untuk memisahkan uranium dan thorium yang terkandung di dalamnya. Uranium dan thorium dilarutkan dengan pelarut asam (H2SO4). Recovery pelarutan slag II dari hasil peleburan timah pada kondisi optimum adalah 98,52% uranium, 83,16% thorium, 97,22% fosfat, dan 69,62% LTJ. Uranium, thorium, LTJ, dan fosfat yang telah terlarut diendapkan agar masing-masing unsur terpisah. Faktor yang mempengaruhi kesempurnaan reaksi pada pengendapan antara lain reagen yang digunakan, pH reaksi, suhu, dan waktu. NH4OH digunakan sebagai reagen pengendapan dengan kondisi optimum proses pada pH 4. Suhu dan waktu reaksi tidak mempengaruhi proses. Recovery pengendapan yang dihasilkan adalah 93,84% uranium dan 84,33% thorium."

"ABSTRAKTelah dilakukan studi pemisahan thorium dari uranium dengan kromatografi pertukaran kation Dowex 50W dan optimasi parameter elektrodeposisi sebagai preparasi sumber alfa. Kedua metode tersebut digunakan pada analisis isotop thorium dengan spektrometer alfa untuk penentuan umur yellow cake hasil penambangan oleh Pusat Teknologi Bahan Galian Nuklir PTBGN , komersil Cogema , dan limbah pengolahan batuan fosfat PT Petrokimia Gresik PKG . Berdasarkan penentuan koefisien distribusi thorium dan uranium pada resin Dowex 50W diketahui bahwa kondisi pemisahan thorium dari uranium terbaik dilakukan dengan menggunakan resin dowex 50W-X8 dengan HNO3 0,25 M, uranium dielusi menggunakan HNO3 1 M dan thorium dielusi menggunakan HNO3 6 M. Parameter elektrodeposisi thorium yang optimum yaitu menggunakan larutan elektrolit 1 M, dengan arus 0,4A selama 105 menit dengan recovery sebesar 50,25 . Dari hasil analisis kadar thorium dalam sampel yellow cake menggunakan spektrofotometer UV-Vis secara simultan dengan pengompleks arsenazo-III, diperoleh kadar thorium sebesar 141,499 ppm dalam sampel yellow cake PTBGN, 199,574 ppm dalam sampel yellow cake Cogema, dan 354,268 ppm dalam sampel yellow cake PKG. Hasil pencacahan planset dari elektrodeposisi larutan efluen sampel yellow cake Cogema diketahui thorium yang terdapat dalam sampel yellow cake adalah 230Th yang merupakan anak luruh 230U, bukan thorium alam 232Th dan anak luruhnya 228Th , sehingga yellow cake Cogema tidak dapat ditentukan umurnya. Hasil ektrodeposisi thorium dari sampel yellow cake PTBGN dan PKG belum diperoleh baik seperti yang diharapkan yaitu terbentuk lapisan deposit thorium yang berwarna putih, akan tetapi terdapat lapisan berwarna hitam pada permukaan planset, diduga masih terdapat unsur pengotor selain uranium dalam larutan efluen.

---

ABSTRACTThe study of thorium separation from uranium with ion exchange chromatography using Dowex 50W resin and optimization of thorium electrodeposition parameter as alfa source preparation have been done. Those method is used for thorium isotopic analysis with an alpha spectrometer to determine the age of yellow cake mined from Kalan PTBGN , commercial Cogema , and the phosphate rock processing waste PT Petrokimia Gresik PKG . Based on the determination of the coefficient of distribution of thorium and uranium in on Dowex 50W, is known that the best condition of the separation of uranium thorium is Dowex 50W X8 resin with 0.25 M HNO3, uranium can be eluted using 1M HNO3 and thorium can be eluted using 6 M HNO3. The optimum parameters of thorium electrodeposition are using 1 M sodium acetate as electrolyte solution, with current 0,4 Ampere for 105 minutes with 50,25 recovery. From the analysis of thorium in yellow cake samples using UV Vis spectrophotometer simultaneously with complexing agent Arsenazo III, yellow cake PTBGN contain 141.499 ppm of thorium, yellow cake Cogema contain 199.574 ppm of thorium, and yellow cake PKG contain 354.268 ppm of thorium. From the alpha spectrometer spectrum of Cogema yellow cake effuent planset, known that Cogema yellow cake contain the 230Th which is not natural thorium, but the 234U decay product, so the age of Cogema yellow cake cannot be determined. The electrodeposition results from other yellow cake have not been served well as expected, it should formed deposits of thorium were white layer, but there is a black layer on planset surface, maybe there is still impurities other than uranium contained in solution effluents."

"Ekstraksi Logam tanah jarang dari limbah tailing bauksit menggunakan roasting dan ekstraksi padat cair di dalam ekstraktor unggun diam telah diteliti. Dalam studi ini, tailing bauksit digunakan sebagai bahan baku untuk mengekstraksi Logam tanah jarang dalam upaya mengurangi dampak negatifnya dan menghasilkan Logam tanah jarang yang dapat dimanfaatkan untuk industri. Beberapa penelitian telah berhasil dilakukan dalam ekstraksi Logam tanah jarang dengan menggunakan sistem batch namun studi lebih dalam mengenai ekstraksi Logam tanah jarang menggunakan sistem kontinu masih sangat terbatas. Untuk itu, pada penelitian ini dilakukan ekstraksi Logam tanah jarang menggunakan sistem kontinu didalam ekstraktor unggun diam. Tujuan dari penelitian ini adalah untuk mendapatkan hasil tertinggi Logam tanah jarang yang terekstrak dari limbah tailing bauksit dengan menggunakan ekstraktor unggun diam dengan menggunakan pelarut asam sulfat. Proses ekstraksi Logam tanah jarang dari limbah tailing bauksit terdiri dari tiga tahap, yaitu perlakuan panas roasting, ekstraksi padat-cair tailing bauksit didalam ekstraktor unggun diam, dan proses pengendapan. Tailing bauksit diberi perlakuan panas roasting pada suhu 650oC selama 1 jam. Kemudian ekstraksi padat-cair leaching tailing bauksit dilakukan didalam ekstraktor unggun diam pada suhu 25oC selama 4 jam dengan laju alir 1 mL/menit dengan menggunakan variasi asam sulfat H2SO4 2 dan 3 M. Proses terakhir adalah pengendapan pada larutan hasil ekstraksi. Logam tanah jarang hasil proses leaching diendapkan dengan dua tahap proses pengendapan menggunakan natrium sulfat dan natrium fosfat sebagai agen pengendapan. Hasil leaching dikarakterisasi dengan menggunakan ICP-OES untuk mengetahui kandungan Logam tanah jarang yang terkandung didalam larutan proses ekstraksi. Dari hasil penelitian didapatkan yield Logam tanah jarang maksimum sebesar 70,9660 dengan logam tertinggi yaitu noedimium sebesar 167,761 mg/L pada kondisi operasi suhu 25oC dengan waktu proses leaching selama 4 jam dengan menggunakan asam sulfat 3M dan dari proses pengendapan didapatkan padatan Logam tanah jarang hidroksida sebesar 2,6 gram.

---

he extracting rare earth elements from bauxite tailing effluents using roasting and solid liquid extraction in a fixbed extractor has been studied. In this study, bauxite tailings are used as raw materials for extracting rare earth elements in an effort to reduce their negative impacts and produce rare earth elements that can be utilized for industry. Several studies have been successful in the extraction of rare earth elements using a batch system but in depth study of rare earth elements extraction using continuous systems is still very limited. For that, in this study extraction of rare earth elements using a continuous system in the fixbed extractor.

The purpose of this study was to obtain the highest yield of rare earth elements extracted from bauxite tailings by using a fixbed extractor using sulfuric acid solvent. The process of extracting rare earth elements from bauxite tailings is comprised of three stages, namely the roasting, the solid liquid extraction of bauxite tailing in the fixbed extractor and the precipitation. The bauxite tailings were subjected to roasting at 650oC for 1 hour. Then bauxite tailing extraction was carried out in a fixbed exctractor at 25 C for 4 hours at a flowrate of 1 mL min using a variations of sulfuric acid H2SO4 2 and 3 M. The final process is the precipitation of the extraction solution. The rare earth elements of the leaching process are precipitated by two stages of the deposition process using sodium sulfate and sodium phosphate as precipitation agents.

The leaching results were characterized by using ICP OES to determine the rare earth metal content contained in the extraction process solution. The result of the research shows that the maximum rare earth metal yield was 70.9660 and the highest metal is neodymium 167,761 mg L at operating conditions 25 C with 4 hours leaching process using 3M sulfuric acid and from the precipitation process obtained a rare earth elements hydroxide solids of 2.6 grams."

"Penelitian pengolahan monasit telah menghasilkan proses pengambilan rare earth (RE) dengan rekoveri sebesar 62% melalui tahapan dekomposisi, pelarutan parsiil, pengendapan pH 6,3, dan pengendapan pH 9,8. Upaya efisiensi proses dilakukan pada tahun 2009 dengan penggunaan resin penukar ion, dan rekoveri RE meningkat menjadi 85%. Selain RE, diperoleh pula uranium dan thorium tetapi keduanya belum terpisahkan satu sama lain. Penelitian pemisahan U dari Th dengan umpan larutan hasil pelarutan endapan pH 6,3 dengan H2SO4 dilakukan menggunakan metode ekstraksi pelarut, dan pelarut yang digunakan adalah campuran dari Alamine-336, kerosin, dan isodekanol. Penelitian ini bertujuan untuk menentukan kondisi optimal pemisahan U dari Th dengan metode ekstraksi, dimana U terpisah dari Th semaksimal mungkin. Parameter penelitian meliputi pH umpan, perbandingan O/A, dan waktu ekstraksi. Hasil penelitian menunjukkan bahwa kondisi optimal ekstraksi yaitu pH umpan 1,5 dengan perbandingan O/A = 5 dan waktu ekstraksi 5 menit, dan diperoleh persen terekstrak U sebesar 100% tetapi Th ikut terekstrak 32,44%. Dari hasil ini dapat disimpulkan bahwa pada kondisi optimal tersebut, Th dapat terpisah dari U sebesar 67,56%. "

"Tailing dari limbah penambangan bauxite daerah Wacopek di pulau Bintan ternyata memiliki kandungan logam lantanida yang bernilai ekonomi sangat tinggi, yaitu lantanum oksida La2O3 dan yytrium oksida Y2O3 masing-masing sebesar 0,0041 dan 0,0052. Data tersebut memberikan informasi potensi yang sangat prospektif untuk memperoleh nilai tambah yang besar melalui ekstraksi logam-logam berharga dari limbah tailing bauxite. Dengan demikian, pemisahan lantanida dari limbah tailing bauxite tersebut menjadi solusi baik bagi lingkungan dan perekonomian karena dapat mengurangi limbah hasil pertambangan dan mengolahnya menjadi material yang memiliki nilai ekonomi yang tinggi. Pemisahan ion yttrium dari tailing bauxite mula-mula menggunakan ekstraksi padat cair, karena sifat fisik dari tailing bauxite sendiri, metode ekstraksi padat cair yang murah dan praktis dapat menggunakan metode heap leaching karena jauh lebih murah, praktis, karena tidak perlu destruksi, pemisahan padatan dengan cairan, dan preparasi yang tidak rumit.Hasil dari ekstraksi heap leaching diperoleh pada konsentrasi optimum asam sulfat 0,1M dengan tingkat keberhasilan 24,39 untuk melarutkan lantanum, dan berhasil melarutkan 34,03 yttrium dari tailing bauxite. Setelah dilakukan pemisahan dengan ekstraksi padat cair dengan H2SO4 kemudian dilakukan juga pemisahan kembali dengan melakukan pengendapan menggunakan trisodium fosfat dan asam fitat untuk kemudian diperoleh hasil yttrium yang tidak terkontaminasi apapun. Dan proses 2 kali pengendapan berhasil meningkatkan kadar lantanum sebesar 83,6 menjadi 0,04411 ppm dan meningkatkan kadar yttrium sebesar 89,20 menjadi 0,28431 ppmKata.

---

Tailing from the bauxite mining waste from the area of Wacopek in Bintan Island evidently has a high economic value in the content of lanthanide metal. There are lantanum oxide La2O3 and yttrium oxide Y2O3 each of them have a weight of 0,0041 and 0,0052. These data provide potentially highly prospective information to obtain the great added value through the extraction of valuable metals from bauxite tailings waste. There has been no discovery of lanthanide elements from bauxite tailings so far, so the separation of lanthanides from the tailing bauxite waste becomes a solution for both the environment and also the economy because it can reduces the waste of mining products and processes them into materials that could have a high economic value. Therefore, the efforts to extract it through the enrichment methods is the exact and efficient separation that is proposed for this research. The separation of yttrium ion from tailing bauxite first uses liquid solid extraction because the physical properties of tailing bauxite itself. A cheap and practical liquid solid extraction method can use the heap leaching method because it is much cheaper and practical, there is no need for destruction separation of solids with liquids and the prepaparation is also uncomplicated.

The results from the heap leaching extraction were obtained at the optimum concentration of 0,1M sulfuric acid with a success rate of 24,39 to dissolve the lanthanum, and successfully dissolved 34,03 yttrium from the bauxite. After the separation between liquid solid extraction with the H2SO4, then it re separated again by precipitation using trisodium phosphate and phytic acid to obtain the uncontaminated results. Last, the twice sedimentation process successfully increased the lanthanum level from 83,6 to 0,04411 ppm and the yttrium levels from 89,20 to 0,28431 ppm."

"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."

"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."