Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Bijih nikel laterit merupakan cadangan utama nikel di dunia. Salah satu negara yang mengandung bijih ini adalah Indonesia. Bijih nikel laterit Indonesia umumnya dalam jenis limonit. Mineral utama yang terkandung dalam limonit adalah goetit. Mineral ini mengandung unsur utama besi dengan unsur-unsur pengotor, antara lain nikel dan kobalt. Studi penelitian terkait pelindian limonit telah dikembangkan yang bertujuan untuk mengetahui pengaruh konsentrasi NaOH terhadap kadar akhir nikel dan kobalt. Hasil pengujian XRD menunjukan adanya senyawa nikel dan kobalt yang dihasilkan dalam pelindian. Hasil pengujian AAS menunjukan persentase kadar akhir nikel dan kobalt bernilai negatif. Konsentrasi berpengaruh terhadap fluktuasi kadar akhir nikel dan kobalt.

---

Nickel laterite ore is a primary nickel reserve on Earth. One of the countries that contain this kind of ore is Indonesia. Indonesian nickel laterite ore is commonly a limonite type. The main mineral consisted in limonite is goethite. This mineral is composed of a substantial component of iron along with impurity elements, among them are nickel and cobalt. Research studies concerning limonite leaching have been developed in order to determine the effect of NaOH concentration on nickel and cobalt. The XRD test result has shown the existence of nickel and cobalt compounds created in leaching. The AAS test result has shown that the final content percentages of nickel and cobalt are negative. Concentration has affected the fluctuation of final contents of nickel and cobalt."

"Goethite merupakan salah satu mineral utama yang terkandung dalam bijih limonite. Pengaruh NaOH sebagai larutan leaching diteliti dengan pengujian XRD dan AAS. Waktu digunakan sebagai variabel yaitu 30 menit, 60 menit, 90 menit, dan 120 menit. Pengujian XRD dilakukan untuk mengamati transformasi fasa mineral yang terbentuk setelah proses leaching dengan NaOH. Pengujian AAS dilakukan untuk mengetahui recovery dari logam berharga yaitu nikel dan kobalt. Leaching dengan NaOH akan melarutkan unsur pengotor pada sampel awal seperti silikon dan akan mengendapkan nikel dan kobalt dalam bentuk oksida dan hidroksida.

---

Goethite is one of the major minerals contained in limonite ore. The effect of NaOH as leaching solution was investigated by XRD and AAS testing. Time used as a variable is 30 minutes, 60 minutes, 90 minutes, and 120 minutes. XRD testing was performed to observe the mineral phase transformation that was formed after leaching with NaOH. AAS testing is performed to determine the recovery of precious metals nickel and kobalt. Leaching with NaOH will dissolve the impurities element in the original sample such as silicon and will precipitate nickel and cobalt in the form of oxides and hydroxides. "

"Rangkaian penelitian yang dilakukan merupakan investigasi yang didasarkan dari literatur yang tersedia. Menganalisa sebuah proses produksi mixed hydroxide precipitate (MHP), yang diawali dengan proses proses pelindian atmosferik yang menghasilkan pregnant leach solution (PLS), dilanjut dengan multi-stage iron removal yang bertujuan untuk mengurangi pengotor besi yang terdiri dari dua tahapan. Pada tahapan pertama, PLS akan dititrasi dengan kalsium karbonat (CaCO3) dengan kadar 25 wt% hingga pH 2 tercapai, setelah itu, sampel dipanaskan hingga 90oC selama 2 jam. Pada tahapan kedua, sampel dititrasi dengan CaCO3 berkadar 12,5 wt% hingga pH 2 tercapai, selanjutnya dipanaskan hingga temperatur 90oC selama 1 jam. Recovery total besi, nikel, kobalt, aluminium dan mangan dengan proses multi-stage iron removal masing-masing mencapai 23,711%, 57,395%, 34,202%, 50,048%, 14,201%, dimana hasil ini cukup baik namun tidak memuaskan karena loss nikel dan kobalt >1%. Hal ini kemungkinan terjadi karena selektivitas pengendapan yang rendah akibat penambahan agen pengendap yang terlau banyak. Terakhir, ditutup dengan proses presipitasi PLS yang telah direduksi kadar besinya, pada fase ini PLS hasil iron removal dititrasi dengan magnesia (MgO) dengan kadar 20 wt% hingga mencapai pH 7. Hasil yang diharapkan ialah terjadinya separasi antara pengotor dengan MHP yang mengandung banyak Ni dan Co. Namun, penelitian ini menemukan beberapa beberapa parameter yang menghalangi terjadinya separasi antara MHP dan pongotornya. Meningkatnya viskositas larutan pasca titrasi, dan tidak terjadinya separasi merupakan tanda dari tingginya derajat kejenuhan larutan. Kurang optimalnya proses pereduksian besi turut mempengaruhi tidak terjadinya separasi pada proses presipitasi yang membuat magnesia tidak bereaksi dengan Ni dan Co.

---

The series of research carried out is an investigation based on the available literature. Analysing a production process of mixed hydroxide precipitate (MHP), which begins with an atmospheric leaching process that produces a pregnant leach solution (PLS), followed by multi-stage iron removal which aims to reduce iron impurities which consists of two stages. In the first stage, PLS will be titrated with calcium carbonate (CaCO3) at a level of 25 wt% until pH 2 is reached, after that, the sample is heated to 90oC for 2 hours. In the second stage, the sample is titrated with CaCO3 at a level of 12.5 wt% until pH 2 is reached, then heated to a temperature of 90oC for 1 hour. The total recovery of iron, nickel, cobalt, aluminium and manganese with the multi-stage iron removal process reached 23.711%, 57.395%, 34.202%, 50.048%, 14.201%, where these results were quite good but not satisfactory due to loss of nickel and cobalt >1%. This may be due to the low selectivity of precipitation due to the addition of too much precipitating agent. Finally, with the PLS precipitation process where the iron content has been reduced, in this phase the iron removed PLS is titrated with magnesia (MgO) with a concentration of 20 wt% until it reaches pH 7. The expected result is separation between impurities and MHP which contains a lot of Ni. and Co. However, this study found several parameters that prevented the separation between MHP and its impurities. The increase in the viscosity of the solution after the titration, and the absence of separation is a sign of the high degree of saturation of the solution. The less than optimal iron reduction process also affects the absence of separation in the precipitation process which makes magnesia not react with Ni and Co"

"Terak feronikel adalah produk sekunder dari peleburan bijih nikel yang mengandung banyak logam berharga seperti nikel, kobalt, besi, bahkan unsur tanah jarang terkandung di sana. Penelitian ini dilakukan untuk menjadi solusi dari masalah lingkungan yang terjadi karena terak ini dan logam berharga yang terbuang karena tidak ada proses lebih lanjut dari terak tersebut. Dalam percobaan ini terak feronikel pertama kali diberikan fusi alkali menggunakan natrium karbonat untuk menghilangkan silika yang memiliki jumlah besar dalam terak dan diikuti oleh pelindian air panas untuk memisahkan silika. Kemudian, proses hidrometalurgi dimulai menggunakan asam sulfat dengan berbagai konsentrasi seperti 0,2M, 0,4M, 0,6M dan 0,8M dengan berbagai waktu yaitu 15, 30, 60, 90 dan 120 menit untuk mendapatkan yang paling efektif kondisi untuk melarutkan nikel. Sampel dan hasil percobaan ini dicirikan oleh proses ICP untuk mengetahui berapa banyak nikel dan besi larut dan dapat dikumpulkan untuk menjadi produk baru. Karakterisasi sampel menunjukkan adanya Ni 0,11%. Hasil penelitian ini adalah 0,2M H2SO4 dan pelindian 15 menit adalah kondisi terbaik untuk menghasilkan% tertinggi dari ekstraksi nikel.

---

Ferronickel slag is secondary product from nickel ore smelting that containing many valuable metals such as nickel, cobalt, iron, even rare earth elements is contained there. This research is conducted to become the solution of the environmental issues that happened because of this slag and the valuable metals that wasted because there is no further processing of the slag. In this experiment ferronickel slag is first given an alkaline fusion using sodium carbonate to remove silica that have a big amount in the slag and followed by the hot water leaching to separate the silica. Then, the hydrometallurgy process is started using the sulfuric acid with various concentration such as 0.2M, 0,4M, 0,6M and 0,8M with various time that is 15, 30, 60, 90 and 120 minutes to get the most effective condition to dissolve the nickel. The sample and result of this experiment is characterized by ICP process to know how much the nickel and iron dissolve and can be collected to become a new product. Sample characterization showed the presence of Ni 0,11%. The result of this research is 0,2M H2SO4 and 15 minutes of leaching is the best condition to make the highest % of nickel extraction."

"Penelitian ini dilakukan dalam dua tahap proses. Pada proses tahap pertama, sampel slag feronikel dicampur aditif Na2CO3, digiling, dikompaksi, dan dibakar sebagai proses benefisiasi sampel untuk melihat perubahan senyawa dan kadarnya yang kemudian dibandingkan dengan slag awal. Variabel yang digunakan adalah 80 % slag : 20 % aditif, digilling dalam ball mill selama 1 jam, dikompaksi dengan beban 3 ton, dan dibakar dalam temperatur 1100oC. Dalam kondisi ini, ditemukan perubahan kadar elemen pada karbon, oksigen, dan natrium. Pada proses tahap kedua, pelindian sampel slag feronikel hasil proses benefisiasi menggunakan natrium hidroksida dilakukan dan pengaruh variabel bebas, yaitu konsentrasi agen pelindi NaOH dan waktu pelindian. Lalu, variabel tetap meliputi kecepatan pengadukan, temperatur pelindian, dan rasio solid/liquid. Hasil dari proses tahap kedua diuji dengan karakterisasi XRD dan SEM-EDS untuk sampel residu, dan ICP-OES untuk sampel filtrat. Pada penelitian kali ini, kondisi optimal ditemukan pada konsentrasi NaOH 6 M, waktu pelindian 6 jam untuk mendapat % recovery Nikel tertinggi.

---

This study was investigated in two stages of the process. In the first stage of the process, ferronickel slag samples were mixed with additive Na2CO3, milled, compacted, and roasted as a beneficiation process for samples to see changes in their compounds and contents which are then compared to the initial slag. The variables used are 80% slag: 20% additives, grounded in a ball mill for 1 hour, compacted with a load of 3 tons, and roasted at 1100oC. Under these conditions, changes in elemental contents in carbon, oxygen, and sodium were found. In the second stage of the process, leaching of ferronickel slag samples from the beneficiation process using sodium hydroxide was held and effect of independent variables: concentration of NaOH as leaching agent and leaching time. Then, fixed variables include stirring speed, leaching temperature, and solid / liquid ratio. The results of the second stage of the process were tested by XRD and SEM-EDS for residual samples, and ICP-OES for filtrate samples. From this research, optimal condition was found at 6 M NaOH concentration and 6 hour leaching time to get the highest % recovery of Nickel."

"Terak feronikel adalah produk sampingan dari peleburan bijih nikel yang dikategorikan sebagai limbah berbahaya dan beracun bagi lingkungan yang masih mengandung mineral berharga seperti nikel, besi, kobalt, dan beberapa unsur tanah jarang. Penelitian lebih lanjut diperlukan untuk menjadi solusi dari masalah lingkungan yang disebabkan oleh terak ini dan juga untuk menemukan solusi alternatif terhadap penurunan pasokan mineral dunia dengan menggunakan kembali terak feronikel. Dalam penelitian ini, terak feronikel pertama kali diberikan fusi alkali untuk membuat microcracks dan untuk mengikat silika pada terak dengan mencampurkannya dengan natrium karbonat (Na2CO3) dan memanggangnya pada suhu 1000oC dan tahan selama 60 menit. Kemudian diikuti dengan pencucian air panas untuk memisahkan silika dari terak pada 100oC selama 60 menit. Selanjutnya, terak dilindi dengan menggunakan asam sulfat (H2SO4) dengan konsentrasi 1,5 M dengan variasi suhu pada suhu kamar (40 oC), 50 oC, 60oC, dan 70oC serta variasi waktu yaitu 15, 30, 60, 90, dan 120 menit untuk mendapatkan kondisi yang paling efektif untuk melarutkan nikel dan besi. Dengan dilakukannya pelindian asam menggunakan asam sulfat pada temperatur pelindian 70 oC dengan 120 menit waktu pelindian menghasilkan % recovery nikel dan besi paling tinggi, yaitu sebesar 50,82 % untuk %recovery nikel dan sebesar 31,09 % untuk % recovery besi.

---

Ferronickel slag is a by-product of nickel ore smelting which is categorized as hazardous and toxic to the environment which still contains valuable minerals such as nickel, iron, cobalt, and some rare earth elements. Further research is needed to be a solution to the environmental problems caused by this slag and also to find alternative solutions to the decline in world mineral supply by reusing ferronickel slag. In this study, ferronickel slag was first given alkaline fusion to make microcracks and to bind silica to slag by mixing it with sodium carbonate (Na2/subCO3) and baking it at a temperature of 1000oC and holding it for 60 minutes. Then followed by washing hot water to separate silica from slag at 100oC for 60 minutes. Furthermore, slag is leached using sulfuric acid (H2SO4) 1.5 M with temperature variations at room temperature (40oC), 50oC, 60oC, and 70oC with a time variation of 15, 30, 60, 90, and 120 minutes to get the condition the most effective way to dissolve nickel and iron. By conducting acid leaching using sulfuric acid at a leaching temperature of 70oC with 120 minutes leaching time resulting in the highest recovery of nickel and iron, amounting to 50.82% for nickel recovery and 31.09% for iron recovery%."

"Indonesia merupakan salah satu negara penghasil nikel terbesar di dunia. Hal ini menyebabkan produk sampingan dari produksi nikel yang disebut slag nikel menjadi banyak dan sebagian besar tidak digunakan. Salah satu bentuk pemanfaatan terak nikel yaitu membuatnya menjadi beton. Keuntungan dari pemanfaatan ini adalah untuk mengurangi emisi gas karbondioksida dari pemrosesan semen Portland dan menunjukkan waktu curing yang cepat. Beberapa pengujian dilakukan untuk menentukan kelayakan slag nikel yang akan digunakan sebagai beton, seperti Prosedur Pelindian Karakteristik Beracun, Le Chatelier, Uji susut, Uji kuat lentur, dan XRD. Berdasarkan penelitian yang telah dilakukan, dapat disimpulkan bahwa slag nikel yang digunakan sesuai dengan baku mutu TCLP-A dan TCLP B, geopolimer terak nikel tersebut memiliki nilai ekspansi sebesar 1 mm, memiliki nilai persentase penyusutan sebesar 0,66%, memiliki nilai kuat lentur sebesar 1,66 MPa, dan memiliki fase Akermanite yang ketika menjalani proses geopolimerisasi menjadi Hatrurite, Periclase, dan Quartz.

---

Indonesia is one of the largest nickel producing countries in the world. This causes a by-product of nickel production called nickel slag to be abundant and most of it is not utilized. One way of using nickel slag is to make it into the concrete. The advantages of this utilization are to reduce carbon dioxide gas emissions from Portland cement processing and show fast curing time. Several tests were conducted to determine the feasibility of nickel slag to be used as concrete, such as the Toxicity Characteristic Leaching Procedure, Le Chatelier, Shrinkage Test, Flexural Strength Test, and XRD. Based on the research that has done, it concluded that the nickel slag used is in accordance with TCLP-A and TCLP B quality standards, the nickel slag geopolymer has an expansion value of 1 mm, has a shrinkage percentage value of 0.66%, has a flexural strength value of 1.66 MPa, and has the Akermanite phase which when undergoes the geopolymerization process becomes Hatrurite, Periclase, and Quartz.

"

"[ABSTRAKLogam tantalum dan niobium merupakan logam yang sumbernya termasuk ke dalam kategori critical in mid term. Terak timah merupakan limbah yang dapat dijadikan sebagai sumber cadangan kedua. Dalam penelitian ini akan dilihat pengaruh pemanggangan pada 700 oC serta pengaruh variasi konsentrasi larutan NaOH dan HCl sebagai larutan lindi, sampel terak timah yang digunakan berasal dari Indonesia dengan kadar 0,33% Ta2O5 dan 0,64% Nb2O5. Pengujian XRF digunakan untuk melihat perubahan kadar Ta2O5 dan Nb2O5 setelah proses pemanggangan dan pelindian. Hasil pemanggangan didapatkan distribusi massa terbanyak pada ukuran mesh +100 dan terjadi peningkatan kadar Ta2O5 dan Nb2O5 berturut-turut meningkat sebanyak 21,1% dan 37,5%. Kadar yang dihasilkan dari pelindian dengan 4 M NaOH meningkat sebanyak 3,48 dan 1,75 kali lipat dari Ta2O5 dan Nb2O5 awal. Secara keseluruhan rangkaian penelitian khususnya setelah pelindian HCl memperoleh peningkatan kadar mencapai 1,51% Ta2O5 pada 1 M HCl dan 1,41% Nb2O5 pada 4 M HCl.ABSTRACTThe source of tantalum and niobium were known include as critical in mid term. The tin slag is a waste which could be a secondary resource. This research to found the effect of 700 oC roasting and concentration variable of NaOH and HCl solution as leaching reagent, the sample used Indonesian tin slag which have initial grade 0.33% Ta2O5 dan 0.64% Nb2O5.The change of Ta2O5 and Nb2O5 grades were determined by XRF test after roasting and leaching. The highest mass distribution on +100 mesh as the roasting result and the grades were increased 21.1% and 37.5% for Ta2O5 and Nb2O5. The results of leaching 4 M NaOH were increased of about 3.48 and 1.75 times from initial grade. From the whole of results, especially after HCl leaching were increased to 1.51% Ta2O5 on 1 M HCl and 1.41% Nb2O5 on 4 M HCl.;The source of tantalum and niobium were known include as critical in mid term. The tin slag is a waste which could be a secondary resource. This research to found the effect of 700 oC roasting and concentration variable of NaOH and HCl solution as leaching reagent, the sample used Indonesian tin slag which have initial grade 0.33% Ta2O5 dan 0.64% Nb2O5.The change of Ta2O5 and Nb2O5 grades were determined by XRF test after roasting and leaching. The highest mass distribution on +100 mesh as the roasting result and the grades were increased 21.1% and 37.5% for Ta2O5 and Nb2O5. The results of leaching 4 M NaOH were increased of about 3.48 and 1.75 times from initial grade. From the whole of results, especially after HCl leaching were increased to 1.51% Ta2O5 on 1 M HCl and 1.41% Nb2O5 on 4 M HCl., The source of tantalum and niobium were known include as critical in mid term. The tin slag is a waste which could be a secondary resource. This research to found the effect of 700 oC roasting and concentration variable of NaOH and HCl solution as leaching reagent, the sample used Indonesian tin slag which have initial grade 0.33% Ta2O5 dan 0.64% Nb2O5.The change of Ta2O5 and Nb2O5 grades were determined by XRF test after roasting and leaching. The highest mass distribution on +100 mesh as the roasting result and the grades were increased 21.1% and 37.5% for Ta2O5 and Nb2O5. The results of leaching 4 M NaOH were increased of about 3.48 and 1.75 times from initial grade. From the whole of results, especially after HCl leaching were increased to 1.51% Ta2O5 on 1 M HCl and 1.41% Nb2O5 on 4 M HCl.]"

"Logam tantalum dan niobium merupakan logam bernilai ekonomi tinggi yang banyak dimanfaatkan dalam berbagai aplikasi terutama sebagai kapasitor dan paduan pada baja paduan super, tetapi keberadaan logam ini digolongkan ke dalam 14 critical materials. Terak timah hasil dari proses peleburan konsentrat bijih timah merupakan mineral yang memiliki potensi sebagai sumber sekunder dalam pengolahan logam tantalum dan niobium. Penelitian ini berfokus pada peningkatan kadar unsur tantalum dan niobium dari terak timah PT Timah Tbk dengan kadar Ta 0,23 dan Nb 0,47 melalui metode pelindian NaOH dan variasi konsentrasi asam fosfat. Sebelum proses pelindian, sampel terak timah dilakukan pemanggangan pada temperatur 900 oC selama 2 jam dan pendinginan cepat dalam media air untuk melihat morfologi struktur yang memiliki celah antar butir, dikarakterisasi dengan SEM. Kemudian, dilakukan pelindian menggunakan NaOH dan H3PO4, dimana masing-masing residunya dikarakterisasi dengan XRF sementara filtrat hasil pelindian dikarakterisasi dengan AAS dan ICP-OES. Hasil penelitian menunjukkan bahwa pelindian NaOH dapat menurunkan kadar unsur pengotor Fe, Ca, Ti, Al pada residu serta diperoleh kadar Ta tertinggi sebesar 0,85 pada pelindian H3PO4 0.5 M dan kadar Nb tertinggi sebesar 1,45 pada pelindian H3PO4 1.0 M.

---

Tantalum and niobium metal are high value metals that widely used in various applications, especially as capacitors and alloys in super alloy steel, but the presence of these metals is classified into 14 critical materials. Tin slag that produced from tin ore concentrate smelting process is a mineral that has a potential as a secondary source in the processing of tantalum and niobium. This study focuses on upgrading of tantalum and niobium content from tin slag PT Timah Tbk with content of Ta is 0.23 and Nb 0,47 by NaOH leaching process and variable concentration of phosphoric acid as a leaching agent. Before leaching process, the tin slag sample was roasted at 900 C for 2 hours and water quenching to observe the morphology of gap between the grains, characterized by SEM. Then, leaching was done using NaOH and H3PO4, where each residue was characterized by XRF while the leaching filtrate was characterized by AAS and ICP OES. The results showed that NaOH leaching could decrease the content of Fe, Ca, Ti, Al on residues and obtained the highest Ta content of 0.85 in leaching H3PO4 0.5 M and the highest Nb content of 1.45 in leaching H3PO4 1.0 M."

"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."