Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"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."

"Salah satu unsur logam tanah jarang adalah lantanum. Lanthanum dapat dipisahkan dengan beberapa teknik seperti ekstraksi solven, pertukaran ion, dan metode pengendapan fraksional. Salah satu sumber lantanum adalah mineral pasir silika, dan Indonesia memiliki jumlah pasir silika yang cukup berlimpah sehingga dapat dijadikan potensi produksi lantanum yang tinggi.Pada penelitian ini akan dilakukan ekstraksi lanthanum dari mineral pasir silika. Pemisahan logam lantanum dari pasir silika menggunakan ekstraksi padat cair, karena sifat fisik dari pasir silikanya sendiri.Metode ekstraksi yang digunakan adalah metode Heap Leaching menggunakan H2SO4, metode ini digunakan karena merupakan metode yang murah, praktis, tidak perlu destruksi, dan preparasi yang tidak rumit.Metode pengendapan menggunakan natrium sulfat kemudian dilakukan untuk memisahkan logam-logam maupun pengotor yang terdapat dalam larutan. Selanjutnya dilakukan pemisahan kembali darilogam pengotor menggunakan asam fitat untuk kemudian diperoleh hasil ion lantanum yang lebih murni. Didapatkan hasil lantanum yang berhasil didapat.

---

One of rare earth metal element is lanthanum. Lanthanum can be separated by several techniques such as solvent extraction, ion exchange, and fractional precipitation methods. One of many source of lanthanum is the silica sand mineral, and Indonesia has a considerable amount of silica sand that can be used as a high lanthanum production potential. In this research, the extraction of lanthanum from silica sand mineral will be done. Separation of lanthanum metal from silica sand using liquid solid extraction is done due to the physical properties of the silica sand itself.

The extraction method that is used in this research is Heap Leaching method using H2SO4. This method is used because it is a cheap, practical method, no need for destruction, and the preparation is not complicated. The precipitation method using sodium sulfate is then carried out to separate the metals and impurities present in the solution. Furthermore, the separation of the impurity metal using phytic acid is then obtained to produce purer lanthanum ions. The result of lanthanum obtained by this method ide 0.709 ppm with percent extraction is 11.3."

"Laterit mengandung klorit, piroksen, talc, kuarsa, olivin dan amfibol. Laterit memiliki kadar Ni2 . Dalam penelitian ini dilakukan ekstraksi ion Ni2 dari laterit menggunakan heap leaching asam sulfat. Setelah dilakukan heap leaching 25 gram laterit menggunakan 500 mL variasi asam sulfat, didapatkan konsentrasi asam sulfat optimum Hasil heap leaching berwarna hijau kekuningan karena adanya [Fe H2O 6]3 dan [Ni H2O 6]2 . Kadar Fe3 dipisahkan dengan penambahan asam fitat. Kemudian dilakukan ekstraksi cair-cair dengan penambahan salisilaldoksim.

---

Laterite containing chlorite, pyroxene, talc, quartz, olivine and amphibole. Laterite content Ni2 . In this research, Ni2 extraction of laterite heap leaching using sulfuric acid. After 25 grams of laterite heap leaching using variation of 500 mL sulfuric acid, obtained optimum sulfuric acid concentration. Results heap leaching has yellowish green color because solution contain Fe H2O 6 3 and Ni H2O 6 2 . Number of Fe3 separated by addition of phytic acid. Then did liquid liquid extraction by salicylaldoxime addition."

"Ekstraksi padat cair logam tanah jarang dari limbah tailing bauksit dengan menggunakan asam sulfat telah diteliti. Dalam studi ini, limbah tailing bauksit digunakan karena kandungan logam tanah jarang yang terdapat didalamnya tinggi dan ketersediaanya yang melimpah di Indonesia. Limbah tailing bauksit didalamnya masih terdapat pengotor sehingga perlu dilakukan pre-treatment berupa pencucian, pengeringan dan grinding untuk memperkecil ukuran partikel, sehingga luas kontak antara asam sulfat dengan logam tanah jarang meningkat. Ekstraksi padat cair dengan asam sulfat dilakukan setelah pre-treatment dengan pemberian panas untuk mempercepat reaksi dan pengadukan untuk menghindari terjadinya penggumpalan. Untuk mendapatkan logam tanah jarang hidroksida dilakukan pengendapan dengan reagen garam natrium sulfat dan natrium posfat dengan penyesuaian pH dari leachate. Feed awal tailing bauksit dan hasil leachate pada tahap ekstraksi diuji dengan ICP-OES untuk mengetahui nilai konversi dari logam tanah jarang yang didapatkan dan juga analisis energi aktivasi reaksi kimia dan difusi pada proses ekstraksi. Logam tanah jarang hidroksida terbentuk dalam bentuk endapan sebanyak 9,8 gram dengan yield 90,75 melalui kondisi optimum sebagai berikut: pelarut asam sulfat 3M, suhu ekstraksi 60oC dan waktu ekstraksi 30 menit.

---

The rare earth liquid element solid extraction of bauxite tailing waste using sulfuric acid has been investigated. In this study, bauxite tailing waste is used because of the rare earth element content contained in it 39 s high and abundant availability in Indonesia. The bauxite tailings waste therein still contains impurities which require pre treatment in the form of washing, drying and grinding to minimize particle size, so the contact area between sulfuric acid and rare earth metals increases. The liquid solid extraction with sulfuric acid is carried out after pre treatment with heat to accelerate the reaction and stirring to avoid precipitation. To obtain a rare earth element hydroxide was carried out a precipitation with a sodium sulfate salt reagent and sodium phosphate with a pH adjustment of the leachate. Initial feed of bauxite tailings and leachate at the extraction stage was tested with ICP OES to determine the conversion value of the rare earth elements obtained and also the energy activation analysis of chemical reaction and diffusion in the extraction process. The rare earth metal hydroxide formed in the form of sediment as much as 9.8 gram with 90.75 yield through the following optimum conditions 3M sulfuric acid solvent, 60oC extraction temperature and 30 minutes extraction time."

"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.

"

"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%."

"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."

"Terak timah II merupakan hasil samping dari pengolahan timah, pada terak timah II terkandung unsur-unsur yang masih dapat dimanfaatkan kembali seperti kuarsa, rutile, hematit, zirkonium oksida, alumunium oksida, tantalum oksida, dan niobium oksida. Tantalum dan Niobium beberapa tahun mendatang akan mengalami kepunahan, oleh karena itu pada penelitian ini akan dilakukan recovery tantalum dan niobium dari terak timah II. Terak timah II memiliki kadar tantalum dan niobium oksida sebesar 0,33 dan 0,645. Pada penelitian ini akan dilakukan ekstraksi terhadap logam tantalum dan niobium dari terak timah II menggunakan metode Leaching. Leaching dilakukan dua kali, yang pertama dengan menggunakan HCl dan Alkali NaOH dan yang kedua dengan menggunakan HF dan H2SO4 kemudian dilakukan ekstraksi menggunakan reagen MIBK dan karakterisasi dilakukan dengan instrumen ICP-OES. Kadar tantalum dan niobium pentoksida sebelum ditambahkan asam fitat adalah 68,6465 ppm dan 931,858 ppm dan setelah ditambahkan asam fitat menjadi 463,535 atau meningkat sebesar 85,229 ppm pada tantalum dan menurun sebesar 31,30 menjadi 640,165 ppm.

---

Tin slag II is a by product of tin processing, in tin slag II contained elements that can still be reused such as quartz, rutile, hematite, zirconium oxide, aluminum oxide, tantalum oxide, and niobium oxide. Tantalum and Niobium in the next few years will experience extinction, therefore in this research will be done tantalum and niobium recovery from tin slag II. Tin slag II has tantalum and niobium oxide levels of 0.33 and 0.645.

In this research will be extraction of tantalum and niobium metal from tin slag II using Leaching method. Leaching is done twice, the first by using HCl and Alkali NaOH and the second by using HF and H2SO4 and characterization done with ICP OES instrument. Levels of tantalum and niobium pentoxide before added phytic acid were 68.6465 ppm and 931.858 ppm and after added phytic acid to 463.535 ppm 640.165 ppm."

"[PCC (Precipitated Calcium Carbonate) adalah serbuk kalsium karbonat (CaCO3) dengan kemurnian tinggi. PCC banyak digunakan dalam industri farmasi dan makanan. Saat ini, Indonesia masih mengimpor PCC. Padahal, Indonesia memiliki potensi bahan baku PCC yaitu dolomit. Asam format mampu bereaksi secara selektif dengan kalsium karbonat sebagai komponen dominan (77%) dalam dolomit. Kemurnian kalsium hasil selektif leaching mencapai 98%. Kondisi optimum untuk selektif leaching adalah konsentrasi asam 0,05M; rasio solid/liquid (10g/50ml); waktu leaching selama 60 menit dan tanpa pengadukan. Larutan hasil leaching ditambahkan amonium hidroksida hingga pH 12. Selanjutnya, mengalirkan gas CO2 untuk menghasilkan endapan CaCO3 (PCC)., PCC (Precipitated Calcium Carbonate ) is a high purity of calcium carbonate (CaCO3) powder. PCC is widely used in the pharmaceutical and food industries. Now, Indonesia still imports for PCC. Indonesia has raw material for PCC that is dolomite. Formic acid can react selectively with calcium carbonate that is a dominant component (77%) in dolomite. The purity of calcium from selective leaching reach 98%. The optimum conditions for selective leaching is acid concentration (0,05M); the solid / liquid (10g /50ml); leaching time (60 minutes) and without stirring. The solution from leaching is added ammonium hydroxide to pH 12. Then , CO2 is added to produce a precipitate CaCO3 ( PCC ) .]"