Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"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."

"Indonesia merupakan salah satu negara yang memiliki deposit bijih nikel laterit terbesar di dunia. Maka dari itu tuntutan produksi nikel di Indonesia sangat tinggi. Hal itu menyebabkan jumlah smelter pengolahan feronikel semakin meningkat. Setiap satu ton feronikel hasil peleburan menghasilkan delapan ton terak feronikel. Hingga saat ini pemanfaatan terak feronikel di Indonesia masih sangat minim. Penelitian ini menjelaskan tentang peningkatan kadar besi dan magnesium dari terak feronikel dengan metode hidrometalurgi menggunakan pelindian asam sulfat (H2SO4) dengan variasi konsentrasi 0,5, 1,0, 1,5, 2,0, dan 2,5 M, variasi temperatur 32, 50, dan 90°C, serta variasi waktu 10, 20, 30, 60, dan 90 menit untuk mendapatkan kondisi paling efisien. Setelah dilakukan pelindian dilanjutkan ke proses karakterisasi ICP-OES, XRD, dan XRF. Dari karakterisasi didapatkan hasil ekstraksi Fe dan Mg terbesar yaitu 99,12% dan 99,08% pada variabel konsentrasi 2,5 M, temperatur 90°C, dan waktu 90 menit.

---

Indonesia has one of the world’s largest laterite nickel ore deposits. Therefore, the demand for nickel production in Indonesia is very high. This causes the number of ferronickel processing smelters to increase. Every ton of ferronickel smelter produces eight tons of ferronickel slag. Until now, the utilization of ferronickel slag in Indonesia is still very limited. This study aimed to extract iron (Fe) and magnesium (Mg) concentration from ferronickel slag by hydrometallurgical method using sulfuric acid (H2SO4) leaching with various concentrations of 0.5, 1.0, 1.5, 2.0, and 2.5 M, temperature variations 32, 50, and 90°C, as well as time variations of 10, 20, 30, 60, and 90 minutes to get the most efficient conditions. Several characterizations including ICP-OES, XRD, and XRF were carried out in order to elucidate as well as calculate percentage of the extracted Fe and Mg. The optimum conditions for extraction of both Fe and Mg were at 90°C for 90 minutes under 2,5 M H2SO4 with the highest extraction of Fe and Mg were 99,12% and 99,08%, respectively."

"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.

"

"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."

"Sulfidasi Selektif bijih nikel laterit jenis limonitik dengan kandungan Fe, Ni, Co dan Mg masing - masing 59,00%, 0,97%, 0,05% dan 1,02% telah dilakukan dengan menambahkan 4% batubara lignite sebagai reduktor dan sulfur sebagai agen sulfidasi dengan variasi penambahan sebesar 0% dan 5% berat. Bijih nikel, batubara dan sulfur dengan ukuran partikel < 149 µm yang telah dicampur dan dibentuk pelet kemudian diroasting menggunakan muffle tube furnace pada temperatur 1000^oC selama 60 menit dengan laju pemanasan 10^oC/menit. Pendinginan dalam furnace dengan mengalirkan gas N₂ sampai temperatur kamar tercapai. Pelet hasil roasting dihaluskan menggunakan pulverizer sampai ukuran partikel < 74 µm diikuti atmospheric leaching menggunakan asam sulfat pada temperatur 50^oC selama 60 menit dengan variasi konsentrasi sebesar 1, 2, 4 dan 6 M. Penambahan sulfur 5% mengakibatkan ekstraksi nikel dan kobalt dalam lixiviant menjadi lebih rendah dibandingkan dengan 0% sulfur. Dalam 6 M asam sulfat dihasilkan ekastraksi Ni dan Co masing - masing sebesar 0,20% dan 6,91% pada pelet bijih nikel roasting tanpa sulfur. Eksraksi Ni dan Co dalam lixiviant turun menjadi 0,11% dan 3,34% ketika pada pelet bijih nikel roasting dengan 5% sulfur. Kenaikan konsentrasi asam sulfat cenderung menurunkan ekstraksi Ni dan Co dalam lixiviant tetapi tidak terlalu signifikan. Nikel dan kobalt yang terekstraksi dalam lixiviant relatif sangat kecil, karena umpan yang dileaching mengalami reverse leaching. Penambahan sulfur pada proses roasting pelet bijih nikel menghambat terbentuknya olivine. Fasa - fasa yang tebentuk setelah roasting pada kedua jenis pelet bijih nikel roasting relatif sama yaitu  magnetite (Fe₃O₄) dan olivine [(Fe,Mg)₂SiO₄], dengan fasa dominan adalah magnetite. Fasa akhir yang terbentuk pada residu hasil leaching pada kedua jenis pelet adalah magnetite. Penambahan sulfur juga memiliki peran penting dalam aglomerasi metalik yang terlihat pada perbandingan morfologi residu hasil leaching.

---

Selective sulfidation of limonitic laterite nickel ore with Fe, Ni, Co and Mg content of 59.00%, 0.97%, 0.05% and 1.02% respectively by adding 4% lignite coal as reducing agent and sulfur as a sulfidizing agent with additional variations of 0% and 5% by weight. Nickel ore, coal and sulfur with a particle size of <149 µm which has been mixed and formed by pellets are then roasted using a muffle tube furnace at a temperature of 1000^oC for 60 minutes, heating rate is 10^oC/minute. Cooled in the furnace by flowed N₂ to ambient temperature. Roasted pellets were grinded by pulverizer to particle size <74 µm followed by atmospheric leaching with 1, 2, 4 and 6 M sulfuric acid at 50^oC for 60 minutes. Addition of 5% sulphur were shown nickel and cobalt extraction lower compared to 0% sulfur. Nickel and cobalt extraction at 6 M sulfuric acid respectively  0.20% and 6.91% on nickel ore pellets roasted without sulfur. The extraction of Ni and Co in the lixiviant dropped to 0.11% and 3.34% on nickel ore pellets roasted with 5% sulfur. Increasing sulfuric acid concentration tends to decrease the extraction of Ni and Co in the lixiviant but not significant. Nickel and cobalt extracted in the lixiviant are relatively very small, because ore feeds be through reverse leaching.  Addition of sulphur in the nickel ore pellet roasted process inhibits the formation of olivine. The phases formed after roasting in both types of nickel ore pellets are roasted relatively the same, magnetite (Fe₃O₄) and olivine [(Fe,Mg)₂SiO₄], dominant phase is magnetite. The final phase formed on the residue from leaching on both types of pellets is magnetite. Addition of sulphur also has an important role in metallic agglomeration seen in the comparison of morphological residues after leaching."

"Sources nickel laterite deposit of the world are mostly found in the tropic such as Indonesia. The initial composition of nickel saprolite ore is characterized by XRF. Saprolte ore was reduced use coal 15% wt at 1000°C for 60 minutes. The result of reduction is characterized by XRD. Effect of roasting reduction to recovery nickel also affect the result leaching use solvent sulphuric acid (H2SO4) for 240 minutes at 100°C with varying concentrations of 0.5 M, 1 M, and 2 M. The content of nickel dissolved in pregnant leach solution calculated using Atomic Absorbance Spectroscopy (AAS).Result of XRD characterization shows phase transformation into Fe3O4, NiO, and FeNi after reduction roasting. Sulphuric Acid at concentration 1 Molar has the highest nickel recovery with 52.75% in reduced saprolite ore."

"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."

"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."

"Dalam penelitian ini, dilakukan proses pelindian pada bijih sisa ektraski emas menggunakan larutan asam klorida HCl untuk membentuk ion komplek, serta ditambahkan H2O2 sebagai agen pengoksidasi. Percobaan yang dilakukan menggunakan metode taguchi untuk mengetahui proses optimum pelindian dengan meminimalisir percobaan, dengan parameter yang digunakan antara lain : temperatur, konsentrasi NaCl, rasio masa bijih terhadap volume larutan pelindi dan waktu pelindian. Penelitian ini dilakukan karekterisasi kandungan senyawa dengan X-ray powder diffraction XRD dan kandungan unsur dengan X-ray Flourensence XRF pada bijih dan residu pelindian. Selain itu dilakukan pengamatan morfologi bijih dengan Scanning Elcetron Microscop SEM , serta uji Atomic Absorbance Spectometry AAS pada hasil pelindian untuk mengetahui masa platina dan emas yang larut pada pelindian. Hasil penelitian menunujukan semakin lamanya waktu pelindian meningkatkan nilai rasio S/N, yang dapat diterpretasikan sebagai meningkatnya perolehan kembali. Namun peningkatan yang terjadi tidak signifikan dikarenakan berdasarkan perhitungan efek parameter dengan ANOVA, waktu hanya memiliki efek sekitar 0.67 pada platina dan 0.40 pada emas terhadap pelindian. Hal ini dimungkinkan dekomposisi H2O2 akibat pengaruh Fe yang ikut larut. Oleh karena itu, kandungan Fe dalam percobaan juga diteliti dimana terjadi penurunan kadar saat pelindian. Hasil penelitian in mengahsilkan perolehan kembali tertinggi pada platina dan emas masing-masing 65 dan 78.

---

In this study, the leaching of platinum and gold from tailing of gold extraction was performed based on the formation of their chloro complexes of acidic chlorid solution with addition of 1vol H2O2 as oxidation agent. This experiment used taguchi method as experiment disign, with parameter used , ie temperature, NaCl concentration, Pulp ratio and leaching time. In this study, ore and residue of leaching examined with X ray powder diffraction XRD and X ray Flouresence XRF to get information what compound and element contain. Furthermore, ore examined with Scanning Elcetron Microscop SEM to get information about morfology and filtrate from leaching examined with Absorbance Atomic Spectometry AAS to get information about mass platina and gold wich dissolve in solution. In result show recovery increase with time of leaching process, because with time increase make longer reaction with ore and lixiviant in process. But the increase not significant, with value of effect parameter very low only 0.67 for platinum and 0.40 for gold. Not signifacant result, posibility in leaching process occur decomposition H2O2 because reaction with Fe wich dissolve in solution. So, Fe contain in ore examined with XRF. In result highest recovery for platinum is 65 dan for gold is 78."