Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Timah merupakan logam yang memiliki aplikasi pengunaan yang sangat luas dan bervariasi. Hal ini mengakibatkan permintaan akan timah cenderung untuk meningkat tiap tahunnya. Oleh karena itu, perlu ditemukan cara untuk mengolah timah semaksimal mungkin.Penelitian ini dilakukan untuk recovery atau pemulihan timah dari teraknya dengan menggunakan metode roasting dan pencampuran karbon dengan variasi jumlah karbon reduksi 1:0, 1:1, 1:2, dan 1:3 pada suhu 9000C, pelindian selektif dengan menggunakan H2SO4, dan Electrowinning. Untuk karakterisasi sampel menggunakan X-RD yang dilengkapi dengan software X-RD Match!, STA, AAS, dan EDS.

---

Tin is a metal which has a various and wide uses. This?ll make the demand of tin is tend to increase every year. So, the new way is needed to process tin as maximum as possible.This study was conducted to recover tin from tin slags with roasting and mixing with carbon methods with various quantity of carbon reductor which is 1:0, 1:1, 1:2, and 1:3 at 9000C, selective leaching with sulfate acid, and electrowinning. For characterization of sample using X-RD equipped with X-RD Match! Software, AAS, and EDS."

"ABSTRAKEkstraksi kasiterit dari Indonesia menggunakan dekomposisi basa telahdilakukan. Dekomposisi basa yang digunakan pada penelitian ini adalah natrium karbonat (Na2CO3). Kasiterit merupakan mineral oksida dari timah (SnO2) yang mempunyai komposisi berkisar 73,4% dan masih mengandung banyak pengotor seperti kwarsa, ilmenit, monazit, rutil dan zirkon. Proses pendahuluan untuk menghilangkan pengotor pada kasiterit adalah pencucian dan pemisahan high magnetic separator (HTS). Percobaan ini bertujuan untuk meningkatkan nilai tambah kasiterit dari lokal area Indonesia yang menggunakan dekomposisi basa untuk membentuk natrium stannat (Na2SnO3). Hasil percobaan menunjukkan bahwa kasiterit dari Indonesia dapat membentuk natrium stannat (Na2SnO3) yang dapat larut dengan air pada proses leaching. Semakin lama waktu dekomposisi menyebabkan fasa natrium stannat yang terbentuk makin banyak. Hasil optimum dicapai ketika proses dekomposisi dilakukan pada suhu 870 oC selama 4 jam dengan persentase produk mencapai 61%. High score plus (HSP) digunakan dalam penelitian ini untuk menganalisa berat natrium stanat dan SnO2. Analisa HSP menunjukkan bahwa berat fasa natrium stannat (Na2SnO3) yang terbentuk > 70 wt % dan produk akhir SnO2 sebesar 100 wt %.

---

ABSTRACTExtraction of cassiterite from Indonesia using alkaline decomposition hasdone. The alkaline decomposition that used in this research is natrium carbonate (Na2CO3). Cassiterite is a mineral oxide from tin (SnO2) that has a composition about 73.4% and many impurities such as quartz, ilmenite, monazite, rutile and zircon. Preliminary processes to remove the impurities in cassiterite are washing and separation of high magnetic separator (HTS). Aim of this research is to increase the added value of cassiterite from local area Indonesia that using alkaline decomposition to form natrium stannate (Na2SnO3). The result shows that cassiterite from Indonesia can form natrium stannate (Na2SnO3) which soluble with water in leaching process. The longer the time for decomposition, the more phases of natrium stannate that will be formed. Optimum result reached when the decomposition process was done in 870 ºC for 4 hours with the percentage of yield is 61%. High Score Plus (HSP) was used in this research to analyze the mass of natrium stannate (Na2SnO3) and SnO2. HSP analysis showed that mass of natrium stannate (Na2SnO3) is more than 70 wt% and mass of SnO2 product is 100 wt%."

"Meningkatnya penggunaan LIB telah membuat industri daur ulang LIB menjadi sangat penting mengingat dampak ekonomo dan lingkungan yang signifikan dari limbah baterai end-of-life. Salah satu rute yang memungkinkan untuk mengekstraksi logam adalah dengan rute hidrometalurgi yang dilakukan pada suhu mendekati suhu lingkungan dibandingkan dengan suhu tinggi pada dalam pirometalurgi. Hidrometalurgi melibatkan pelarutan bijih dalam reagen diikuti dengan pengendapan selektif dan pemurnian. Makalah ini secara khusus berfokus pada asesmen Area 300 yang melibatkan pengendapan Cu, Al, Fe Hidroksida dan Mn, Ni, Co hidroksida. Proses dimulai dengan mengambil umpan dari daerah leaching (Area 200) dan masuk ke dalam reaktor presipitasi untuk mengendapkan Cu, Al, dan Fe. Endapan Cu, Al, dan Fe kemudian disaring dan dikeringkan. Sedangkan sisa logam Mn, Ni, dan Co akan mengalami reaksi pengendapan di reaktor dua; dan kemudian disaaring dan dikeringkan menghasilkan bubuk hidroksida NMC. Larutan logam yang tersisa (Li2CO3) akan dikirim ke Area 400. Neraca massa dan energy dihitung dengan menerapkan asumsi untuk setiap unit operasi utama. Asumsi utama dinyatakan dalam poin berikut: pemulihan sempurna logam yang diinginkan dan menggunakan rasio stoikiometri untuk menemukan NaOH yang diperlukan; efisiensi pemisahan 99,5%; 95% efisiensi pencucian pada filter; penguapan sempurna H2O dalam proses pengeringan. Pemilihan dan pengukuran unit operasi utama juga telah dilakukan; STR, plate dan frame filter press serta rotary dryer menjadi pilihan terakhir. Estimasi biaya modal dilakukan berdasarkan estimasi biaya metode factorial, seta dilakukan juga estimasi konsumsi energy dan emisi lingkungan. Dikarenakan banyak asumsi yang diterapkan untuk menyederhanakan hitungan, makalah ini menyarankan pekerjaan lebih lanjut dilaksanakan untuk meningkatkan proses pada skala yang lebih besar, termasuk membuat sistem kontrol dan feasibility study.

---

The increasing usage of LIBs has made the LIBs recycling industry critically important considering the significant economic and environmental impact of the EOL battery waste. One of the possible routes to extract the metals is by hydrometallurgical route which is carried out at near ambient temperature in comparison to high temperature in pyrometallurgical. Hydrometallurgical involves the dissolving of ore in a reagent followed by selective precipitation and purification. This paper specifically focuses on the preliminary assessment of Area 300 which involves the precipitation of Cu, Al, Fe hydroxides and Mn, Ni, Co hydroxides. The process starts by taking the feed from the leaching area (Area 200) and coming into the precipitation reactor to precipitate Cu Al and Fe. Cu, Al, and Fe precipitates will then be filtered out and dried. Meanwhile the remaining Mn, Ni, and Co metals will undergo a precipitation reaction in reactor two; and are then filtered out and dried producing powdered NMC hydroxides. The remaining metal solution (e.g., Li2CO3) will be sent to Area 400. Mass and energy balance are calculated by applying assumptions for each critical unit operation. Major assumptions are stated in the following points:  complete recovery of metal of interest and using the stoichiometric ratio to find the required NaOH; 99.5% separation efficiency; 95% washing efficiency; complete evaporation of H2O in drying process. Major unit operation selection and sizing were conducted; STR, a plate and frame filter press along with rotary type dryer were the final selection. An estimation of fixed capital cost were carried out based on the factorial method of cost estimation, as well as the estimated consumables and energy consumption. Environmental emissions were quantified. As numerous assumptions were used to simplify the balance calculations and sizing, the report suggests further work be done to enhance the process developed on a larger scale. This may include creating a control system and conducting a feasibility study."

"Indonesia memiliki cadangan nikel terbesar dan produksi nikel tertinggi di dunia. Feronikel (FeNi) merupakan salah satu produk nikel utama dan produksinya menghasilkan terak dalam jumlah besar. Penelitian ini bertujuan untuk melihat efisiensi ekstraksi silika dari terak feronikel melalui proses alkali fusion dan pelindian menggunakan NaOH dengan variasi konsentrasi dan rasio solid/liquid. Penelitian dimulai dengan preparasi sampel hingga ukuran butir 200 mesh. Proses pemanggangan dengan sodium karbonat (Na2CO3) dilakukan dengan rasio 1:1 selama 60 menit pada suhu 1000°C. Pelindian dilakukan dengan konsentrasi NaOH 0,5 M, 1 M, dan 1,5 M, serta rasio solid/liquid 1:10, 1:20, dan 1:40. Silika adalah senyawa utama dalam terak feronikel. Proses alkali fusion menghasilkan sodium silikat (Na2SiO3), yang kemudian dilarutkan oleh NaOH selama pelindian. Hasil penelitian menunjukkan bahwa kandungan silika meningkat seiring dengan peningkatan konsentrasi NaOH dan rasio solid/liquid. Konsentrasi NaOH yang lebih tinggi meningkatkan aktivitas ion OH- , yang lebih efektif memecah struktur sodium silikat. Peningkatan rasio solid/liquid mengurangi viskositas larutan, meningkatkan difusi reagen dan ion produk. Variasi optimal adalah pada konsentrasi NaOH 1,5 M dengan rasio solid/liquid 1:40, yang mencapai tingkat ekstraksi sebesar 29,498%.

---

Indonesia has the largest nickel reserves and the highest nickel production in the world. Ferronickel (FeNi) is a major nickel product, and its production generates substantial slag. This study aims to evaluate silica extraction efficiency from ferronickel slag through alkali fusion and leaching with NaOH, varying concentration and solid/liquid ratio. The research begins with preparing samples to a grain size of 200 mesh. Roasting with sodium carbonate (Na2CO3) at a 1:1 ratio for 60 minutes at 1000°C follows. Leaching is conducted with NaOH concentrations of 0,5 M, 1 M, and 1,5 M, and solid/liquid ratios of 1:10, 1:20, and 1:40. Silica is the primary compound in ferronickel slag. The alkali fusion process produces sodium silicate (Na2SiO3), which NaOH dissolves during leaching. Results show that silica content increases with higher NaOH concentration and solid/liquid ratio. Higher NaOH concentrations enhance OHion activity, breaking down the sodium silicate structure more effectively. Increased solid/liquid ratios lower solution viscosity, improving reagent and product ion diffusion. The optimal condition is a 1,5 M NaOH concentration with a 1:40 solid/liquid ratio, achieving a 29,498% extraction rate."

"Terak bullion emas adalah terak hasil proses pencetakan bullion emas yang memiliki kandungan litium sebagai salah satu unsur bawaan emas yang berharga sehingga berpotensi sebagai salah satu sumber litium. Penelitian ini bertujuan untuk mempelajari bagaimana cara meningkatkan nilai recovery litium pada terak bullion emas dan mempelajari bagaimana pengaruh variabel yang digunakan pada kondisi yang berbeda-beda, sehingga didapatkan parameter yang efektif untuk meningkatkan nilai recovery litium pada sampel. Dalam penelitian ini, ekstraksi terak bullion emas dilakukan dengan metode hidrometalurgi menggunakan bahan pelindi HCl. Variabel yang digunakan saat pelindian adalah konsentrasi HCl 0,5 M; 1,0 M; 1,5 M dan 2.0 M pada suhu 25oC, 40 oC, 55 oC, 70 oC dan waku pelindian selama 15 menit, 30 menit, 60 menit, dan 120 menit. Karakterisasi sampel awal dan sampel hasil pelindian menggunakan ICP-OES untuk mendapatkan kadar litium di dalam sampel dan SEM-EDX untuk melihat perubahan morfologi pada sampel. Signifikansi hasil recovery dilakukan secara statistik menggunakan analysis of varience (ANOVA). Hasil analisis memberikan informasi bahwa perbedaan suhu pelindian dan waktu pelindian tidak signifikan terhadap peningkatan nilai recovery, namun perbedaan konsentrasi HCl memberikan pengaruh yang signifikan terhadap peningkatan nilai recovery. Peningkatan nilai recovery litium tertinggi didapatkan pada konsentrasi 0,5 M hingga 1 M HCl yaitu dari 62% hingga 98%.

---

Gold bullion slag is the slag from gold bullion moulding process containing lithium as a precious co-element of gold, and thus has the potential as one of lithium sources. This research aims at increasing lithium recovery from the gold bullion slag and studying how different variables affect and enhance lithium recovery. In this work, lithium extraction was carried out via hydrometallurgy method using HCl as a leaching agent. Variables were HCl concentration of 0.5 M, 1.0 M, 1.5 M and 2.0 M at 25oC, 40oC, 55oC, 70oC for 15 minutes, 30 minutes, 60 minutes, and 120 minutes. Lithium concentration in the sample was analyzed using inductively coupled plasma-optical emission spectrometry (ICP-OES), whereas scanning electron microscope equipped with energy dispersive X-ray spectroscopy (SEM-EDX) was used to examine the surface morphology. The significancy of the recovery value was analyzed statistically using analysis of variance (ANOVA). The analysis results showed that variation in HCl concentration affected the lithium recovery value; however, temperature and leaching time is insignificant on the lithium recovery. The highest increase in lithium recovery was obtained at HCl concentration of 0.5 M to 1 M, i.e., 62% to 98%."

"ABSTRACTPenggunaan sianida dan merkuri pada proses pelindian bijih emas memberikan banyak dampak negatif pada lingkungan dan kesehatan makhluk hidup. Larutan pelindian alternatif menggunakan larutan tiosulfat sudah diteliti sejak 1979. Penelitian ini dilakukan untuk menemukan alternatif larutan sianida dan merkuri yang banyak digunakan dalam industri ekstraksi emas. Sampel yang digunakan adalah batuan sulfida yang berasal dari Kabupaten Bolaang Mongondow, Provinsi Sulawesi Utara. Berdasarkan hasil pengamatan mikroskop optik dan pengujian dengan Laser-induced Breakdown Spectroscopy, didapati adanya senyawa pyrite yang merupakan ciri batuan sulfida pengikat emas. Setelah proses pemanggangan terhadap sulfida pada bijih, dilakukan karakterisasi menggunakan X-ray fluorescence dan Inductively Coupled Plasma. Hasil yang didapat yaitu bijih mengandung sekitar 14,62%Fe, 6,69 ??S, 0,15 Cu, dan kadar Au sebesar 0,27 ppm dan 0,11 ppm. Penelitian ini dilakukan dengan metode pelindian skala laboratorium. Hasil pelindian ini kemudian dikarakterisasi menggunakan Inductively Coupled Plasma ICP . Pada penelitian ini, diteliti pengaruh konsentrasi ammonia dan ion tembaga. Berdasarkan hasil penelitian ini, didapati konsentrasi ammonia sebesar 0.1M, dan konsentrasi ion tembaga sebesar 0.05 M dengan suhu pelindian 400C selama 2 jam serta rasio solid/liquid 1:5. Larutan pelindian tiosulfat memiliki pH larutan sebesar 10 dan proses pelindian pada alat pengaduk dengan kecepatan agitasi sebesar 400 rpm. Persentase emas terlarut optimum yang didapatkan pada penelitian ini sebesar 62 . Bedasarkan hasil penelitian, diperoleh kesimpulan bahwa konsentrasi larutan tiosulfat dan suhu pelindian mempengaruhi hasil pelindian.

---

ABSTRACTCyanide and mercury in leaching of ore bearing gold has a lot negative impact to the environment and health. Thiosulfate as gold leach solution was investigated since 1979. This research is done to find alternative of cyanide and mercury solution which are widely used in gold extraction industry. The ore sample is native ore from Bolaang Mongondow, North Sulawesi. According Optical Microscope observation and LIBS characterization, there are pyrite compound which is one of the chacaracteristic of sulfide ore. According to X ray fluorescence and Inductively Coupled Plasma investigation, the ore contained about 14.62 Fe, 6.69 S, 0.15 Cu, and the concentration of Au are 0.27 ppm and 0,11 ppm. This research was conducted by laboratory scale of leaching method. The leaching result is then checked by Inductively Coupled Plasma ICP . The concentration of ammonia and copper ion were studied. According to the results, 3 M of ammonia concentrations and 0,05 M of copper ion concentration at 400 C for 2 h with pulp density of 20 , Stirring speed and the pH of the aqueous solution were 400 rpm and 10, respectively, were carried out to obtain the maximum gold extraction of 62 . According to the extraction value, it can be concluded that the concentration of the leaching solution and leach temperature will affect the dissolution of gold. "

"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"

"Kendaraan listrik merupakan salah satu solusi dari pemanfaatan energi ramah lingkungan. Sebagian besar negara di dunia telah mewajibkan dan/atau menganjurkan masyarakatnya untuk mulai menggunakan kendaraan listrik. Baterai merupakan salah satu komponen penting dalam kendaraan listrik. Untuk memproduksi baterai tersebut, dapat menggunakan mixed hydro precipitate (MHP), yang merupakan produk antara dari bijih nikel laterit yang diproses dengan metode hidrometalurgi dengan kandungan nikel 30-40%. Saat ini, beberapa perusahaan yang mengolah sumber daya nikel di Indonesia menggunakan teknologi High Pressure Acid Leaching (HPAL). Akan tetapi, metode HPAL menghasilkan residu yang cukup banyak dan beracun sehingga harus diolah terlebih dahulu sebelum dialirkan ke lingkungan. Salah satu metode yang dikembangkan dan berpotensi untuk bersaing dengan teknologi HPAL di Indonesia, yaitu DNi ProcessTM yang menggunakan pelindian dengan asam nitrat. Teknologi DNi ProcessTM ini terdiri dari beberapa tahapan, yaitu leaching, iron hydrolysis, aluminum precipitation, dan Mixed Hydroxide Precipitate (MHP) precipitation. Untuk menguji kelayakan teknologi DNi ProcessTM, dilakukan perbandingan persentase ekstraksi antara kedua teknologi tersebut. Dari hasil penelitian, tahap leaching DNi ProcessTM memberikan persentase ekstraksi Ni 94,76% dan Co 96,36%. Persentase ekstraksi ini lebih tinggi dibandingkan dengan metode HPAL, yang memberikan persentase ekstraksi Ni 93% dan Co 91-95%.

---

The electric vehicle is a solution for the utilization of eco-friendly energy. Most countries have required and/or advocated for their citizens to use electric vehicles. The battery is one of the components in electric vehicles. In producing the battery, mixed hydro precipitate (MHP) can be used, an intermediate product from lateritic nickel ore that is processed with hydrometallurgy methods and contains 30-40% nickel. Several companies have processed nickel in Indonesia using High-Pressure Acid Leaching (HPAL) technology. However, this method generates a substantial amount of toxic waste, which must be processed before dumping it into the environment. One method that is being developed dan has the potential to compete with HPAL in Indonesia is DNi ProcessTM, which uses nitric acid for leaching. DNi ProcessTM consists of several stages: leaching, iron hydrolysis, aluminum precipitation, and MHP precipitation. In examining the feasibility of DNi ProcessTM technology, a comparison of extraction percentage between the two technologies was used. From the study, the leaching stage of DNi ProcessTM gave extraction percentage for Ni 94.76% and Co 96,36%. This extraction percentage is higher than HPAL, which gave extraction percentage for Ni 93% and Co 91-95%."

"Kegiatan penelitian yang disajikan dalam karya ilmiah ini menentukan kondisi terbaik dari serangkaian proses pengurangan besi dari larutan hasil lindi bijih nikel laterit. Larutan hasil lindi nikel laterit berasal dari bijih yang ada di wilayah Sulawesi di Indonesia dengan hidrometalurgi. Larutan hasil lindi awalnya dinetralkan dan dimurnikan dari pengotor besi dengan dua tahapan proses yang memanfaatkan kalsium karbonat 25 % w/w dan 12% w/w. Pemanasan juga dilakukan setelah proses penetralan hingga temperatur 90°C dan 70°C dalam waktu 2 jam dan 1 jam. Hasil penelitian menemukan bahwa kombinasi pH 2 dan 2,5 pada proses pengurangan besi tahap I dan II sebagai kondisi paling baik diantara percobaan-percobaan lain yang dilakukan pada penelitian ini. Pengurangan besi pada proses tersebut dapat mencapai 84,242% dari konsentrasi besi semula larutan hasil lindi. Penelitian ini juga menemukan beberapa parameter yang menghalangi optimalisasi proses pengurangan besi. Pengurangan konsentrasi nikel dan kobalt yang tinggi, pengentalan larutan pasca titrasi, endapan yang tidak kristalin menjadi ciri dari tingginya derajat kejenuhan larutan. Adapun pengaruh waktu retensi sewaktu penyimpanan larutan pasca titrasi juga turut mereduksi jumlah nikel dalam larutan.

---

The research work presented in this paper determined the best conditions at which the two-stages iron removal process was executed from the leach liquor of lateritic nickel ore. The leach solution was obtained from lateritic nickel ores from the Sulawesi region in Indonesia by performing hydrometallurgical methods. The leach solution was initially neutralized and purified from its iron impurities by a two-step process utilizing 25% w/w and 12,5% w/w calcium carbonate. Heating is also carried out after the neutralization process to a temperature of 90°C and 70°C within 2 hours and 1 hour. The study results found that the combination of pH 2 and 2.5 in the iron removal process stages I and II was the best condition among other experiments conducted in this study. The iron reduction in this process can reach 84.242% of the initial iron concentration from the leach solution. This study also found several parameters that held back the optimization of the iron removal process. High nickel and cobalt losses, post-titration thickening of the solution, and non-crystalline precipitates characterize the high degree of saturation of the solution. The effect of retention time during post-titration solution storage also increases the nickel loss."