Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Konsumsi baterai di Indonesia yang dari tahun ke tahun semakin meningkat akan menyebabkan semakin banyaknya baterai bekas yang dibuang ke lingkungan. Hal ini menyebabkan penurunan kualitas lingkungan akibat pencemaran logam berat, selain itu batu baterai bekas pakai mengandung komponen-komponen yang masih mempunyai nilai ekonomis tinggi. Berdasarkan pemikiran di atas maka dirasakan perlu dilakukan upaya daur ulang batu baterai bekas pakai sebagai salah satu upaya penanggulangan pencemaran lingkungan sekaligus untuk meningkatkan nilai ekonomisnya.Salah satu altematif proses daur ulang batu baterai bekas pakai adalah untuk mendapatkan kembali logam seng yang terkandung di dalamnya dengan metode leaching dan electrowinning, Metode leaching bertujuan untuk melarutkan logam yang terkandung dalam batu baterai bekas pakai tersebut dengan jalan melarutkannya dengan asam, di sini asam yang digunakan adalah asam sulfat. Sedangkan metode electrowinning bertujuan untuk mendapatkan logam dari suatu larutan ruah yang kaya akan ion logam sebagai hasil dari proses leaching dengan menerapkan prinsip elektrolisa. Sebanyak kurang lebih 54% berat batu baterai bekas pakai yang berupa serbuk campuran logam yang mengandung logam seng kurang lebih 14% dapat diproses dengan metode tersebut.Pada metode leaching, perubahan tingkat rasio padatan/cairan (rasio P/C)dari 1 : 5 sampai 1 : 75 akan meningkatkan persentase seng terekstraksi dimana didapatkan variabel dengan persentase ekstraksi maksimum pada rasio P/C l : 25. Penambahan waktu leaching dari 7 menit sampai 6 jam tidak memberikan pengaruh yang signifikan pada kenaikan persentase eksrraksi. Persentase ekstraksi maksimum tercapai pada waktu leaching 15 menit. Variabel konsentrasi H2SO4 yang akan membedakan persentasi ekstraksi maksimum adalah 1 M, di mana kenaikan konsentrasi H2SO4 dari 0,2 M akan menyebabkan persentase seng terekstraksi meningkat sampai titik tersebut dan kemudian menurun sampai konsentrasi 2,5 M.Pada proses electrowinning, semakin lama waktu electrowinning, maka jumlah yang terdeposisi pada katoda akan semakin meningkat, namun efisiensi penggunaan arus yang diberikan semakin kecil sehingga nilai konsumsi energi terus bertambah. Selain itu, pada peningkatan lama waktu electrowinning terjadi penurunan tingkat kemurnian logam seng yang dihasilkan. Variabel waktu electrowinning dengan jumlah seng terdeposisi maksimum adalah 20 menit. Sedangkan yang menghasilkan nilai efisiensi arus yang paling besar dengan nilai konsumsi energi terendah dan kemurnian terbesar adalah 5 menit.Peningkatan nilai rapat arus akan mengakibatkan kenaikan jumlah seng yang terdeposisi sampai pada batas tertentu, namun hal ini diikuti dengan penurunan efisiensi arus yang mengakibatkan nilai konsumsi energi menjaid semakin besar. Kemurnian seng terdeposisi akan menurun sejalan dengan ditingkatkannya rapat arus. Pada variasi rapat arus, nilai yang akan menghasilkan jumlah seng terdeposisi maksimum adalah 0,4 A/cm², sedangkan yang menghasilkan efisiensi arus maksimum, konsumsi energi terkecil dan kemurnian terbesar adalah 0,2 A/cm².Dari hasil percobaan dapat diperoleh kembali logam seng berupa serbuk sampai sebanyak 4,16% dan berupa lempeng sebanyak 23,52% dari ekseluruhan berat batu baterai bekas pakai."

"ABSTRAKKegunaan logam seng yang luas untuk kebutuhan industri maupun kebutuhan sehari-hari secara otomatis akan meningkatkan angka permintaan terhadap logam seng setiap tahunnya. Mengolah kembali logam seng dari dross seng merupakan salah satu cara agar cadangan mineral seng di bumi tidak habis. Salah satu metode yang dapat dilakukan untuk memperoleh kembali logam seng dari dross seng adalah dengan metode hidro-elektrometalurgi. Proses terdiri dari pemanggangan 700°C, pelindian H2SO4, dan elektrowinning. Penelitian ini meneliti pengaruh dari parameter-parameter pelindian dan elektrowinning pada proses perolehan kembali logam seng. Untuk karakterisasi sampel menggunakan XRD yang dilengkapi dengan perangkat lunak XRD Match!, AAS, dan EDS. Dari penelitian ini, parameter optimal terjadi pada konsentrasi pelindi 2 M H2SO4 dan suhu elektrowinning 25°C pada rapat arus 2000 A/m2. Parameter tersebut menghasilkan efisiensi arus sebesar 91.57% dan kemurnian logam seng sebesar 77.68%.

---

ABSTRACTExtensive usability of zinc metal for industry needs and daily needs will automatically increase demand for zinc metal annually. Recovery of zinc metal from zinc dross is one way for zinc mineral deposits in the earth is not exhausted. One method that can be done to recover zinc metal from zinc dross is hydroelectrometallurgy method. The pr°Cess consists of roasting 700°C, H2SO4 leaching, and electrowinning. This study investigated the effect of leaching and electrowinning parameters on recovery of zinc metal. For characterization of samples using XRD, that comes with XRD Match! software, AAS, and EDS. From this study, optimal parameters °Ccurred at 2 M H2SO4 leaching concentration and 25°C electrowinning temperature at 2000 A/m2 current density, each performed for 60 minutes. These parameters produced a current efficiency of 91.57% and a purity of 77.68% zinc metal."

"Jumlah limbah baterai Seng-Karbon Zn-C dan Alkalin yang cukup banyak di lingkungan mengharuskan adanya pengambilan kembali logam Zn dan Mn sebab kedua logam tersebut merupakan logam berharga yang dibutuhkan di banyak industri dan dapat mencemari lingkungan bila tidak diolah. Salah satu cara yang efektif untuk pengambilan kembali logam berharga dari limbah baterai adalah proses leaching. Proses leaching menggunakan leaching agent asam organik terbaik dari hasil variasi leaching agent. Karakterisasi kandungan awal logam pada limbah dan kandungan akhir logam pada leach liquor dilakukan menggunakan analisis AAS.Hasil penelitian menunjukkan asam organik terbaik sebagai leaching agent adalah asam sitrat dengan kondisi oeprais terbaik pada konsentrasi 1,5 M, suhu 90oC, dan waktu pengadukan 90 menit yang dapat mengambil kembali lebih dari 89,62 logam Zn dan 63,26 logam Mn pada limbah baterai Zn-C dan Alkalin. Rasio solid/liquid yang digunakan adalah 1/20 dengan kecepatan pengadukan 500 rpm. Hasil analisis kinetika leaching menunjukkan bahwa model kinetika reaksi untuk leaching logam Zn adalah reaksi kimia pada permukaan dan model kinetika reaksi untuk leaching logam Mn adalah reaksi difusi melewati lapisan produk.

---

The considerable amount of Zinc Carbon Zn C and Alkaline spent batteries in the environment requires the recovery of Zn and Mn metals because those are the valuable metals that is needed in many industries and can pollute the environment if not well treated. One of the effective methods to recovery the valuable metals from spent batteries is leaching process. Characterization of the initial metal content in spent batteries and the final metal content in leach liquor is performed using AAS analysis.

The results show that the best organic acid as leaching agent is citric acid with the best operation condition at concentration 1.5 M, temperature 90oC, and stirring time 90 minutes which can recovery more than 89.62 Zinc and 63.26 Manganese from Zn C and Alkalin waste batteries. The solid liquid ratio is 1 20 with 500 rpm stirring speed. The results of kinetic leaching analysis show that the reaction kinetics model for leaching of Zn metal is a chemical reaction on the surface and the reaction kinetics model for leaching Mn metal is the diffusion through the product layer."

"Industri pelapisan logam (electroplating) melupakan salah satu jenis industriyang menghasilkan limbah B3. Volume limbah yang dihasilkan pada prosespelapisan logam tidak besar tetapi konsentrasinya sangat pekat, sehingga berbahayajika dibuang langsung ke lingkungan. Salah satu sumber limbah pada industripelapisan logam adalah sisa larutan dari bak rendaman (Bath) logam pelapis yangsudah habis masa pakainya. Larutan dalam bak rendaman tersebut meskipun sudahtidak dapat dipergunakan, tetapi tidak dapat dibuang Iangsung ke lingkungan karenamasih mengandung logam berat dan senyawa kimia beracun dalam konsentrasitinggi. Berdasarkan pemikiran di atas maka dirasa perlu dilakukan penangananlimbah electroplating sebagai salah satu upaya penanggulangan pencemaranlingkunganSalah satu alternatif penanganan limbah larutan rendaman adalah denganmemperoleh kembali logam pelapis yang kadarnya masih cukup tinggi denganmetode electrawinning. Metode electrowinning bertujuan untuk mendapatkanlogam dari larutan ruah yang kaya akan ion logam secara elektrolisa. Larutan ruahadalah limbah Copper Bath yang masih kaya akan kandung logam tembaga. Hasilyang didapat dari proses electrowinning berbentuk serbuk logam tembaga.Beberapa variabel yang berpengaruh pada proses electrowinning diantaranya adalahrapat arus, lama waktu, besar tegangan, ion logam pengotor besi, dan pH limbah.Hasil karakterisasi yang dilakukan terhadap limbah Copper Bathmenunjukkan bahwa limbah terdiri dari beberapa logam berat dengan kandunganterbesar adalah tembaga, yaitu sebesar 66.250 ppm dan kandungan besi sebesar9750 ppm. Limbah bersifat asam kuat karena kandungan sulfat yang cukup besardengan nilai pH 1,1. Hasil penelitian menunjukkan bahwa proses electrowinningdapat memperoleh kembali (recovery) sejumlah logam tembaga sampai 13% darikeseluruhan kandungan tembaga di dalam limbah.Peningkatan tegangan dalam kisaran 3,5 V - 7 V cenderung meningkatkanjumlah tembaga yang terdeposisi dan efisiensi arus meskipun perubahannya tidaksignifikan. Konsumsi energi meningkat seiring peningkatan tegangan, sebaliknyakemurnian tembaga menurun. Variabel tegangan yang menghasilkan jumlahtembaga terdeposisi terbesar, efisiensi arus tertinggi dan konsumsi enengi terbesaradalah pada 6 Volt. Tegangan yang menghasilkan konsumsi energi terkecil dankemurnian tertinggi adalah 3,5 VoltPeningkatan waktu electrowinning pada rentang 10-60 menit meningkatkanjumlah tembaga yang terdeposisi maupun kemurniannya dengan nilai maksimumdicapai pada waktu 60 menit. Peningkatan waktu memperbesar efisiensi arus danmencapai titik maksimum pada waktu 30 menit, pada titik ini konsumsi energimencapai nilai terendah. Pada rentang rapat arus 240 A/m2-360 A/m2, peningkatan rapat arus sampaike nilai terbesar, 360 A/m2, menghasilkan jumlah tembaga terdeposisi dan efisiensiarus tertinggi serta konsumsi energi terendah. Sedangkan untuk tingkat kemurniantembaga tertinggi dicapai pada rapat arus terendah 240 A/m2.Ion besi merupakan ion pengotor yang dapat mengganggu proseselectrowinning. Penghilangan ion pengotor besi (Fe3+, Fe2+) melalui prosespengendapan pada nilai pH 3,5 dan pH 5 menghasilkan endapan coklat dan hijau.Penghilangan ion pengotor besi cenderung meningkatkan jumlah tembaga yangterdeposisi dan tingkat efisiensi arus, serta menurunkan konsumsi energi. nilaitertinggi dicapai pada proses pengendapan dengan pH 3,5. Kemurnian tembagacenderung menurun dengan adanya proses penghilangan ion pengotor besi.Peningkatan pH larutan limbah menjadi 3,5 dan 5 cenderung menghasilkandua jenis tembaga yang terdeposisi yaitu endapan yang berwarna hijau danberwama coklat dengan perkiraan senyawa yang terbentuk diantaranya adalahCuFeS2, CuS, FeS (warna coklat) dan Cu4S04(OH)6 (warna hijau). Peningkatan pHlarutan limbah sampai pada nilai 3,5 cenderung meningkatkan jumlah tembaga yangterdeposisi dan tingkat efisiensi arus. Nilai tertinggi dicapai pada rapat arus 360A/m2, tegangan 6 Volt, dan lama waktu 30 menit dan akan menghasilkan konsumsienergi terendah. Tingkat kemurnian logam tembaga tertinggi dihasilkan pada serbukcoklat pada rapat arus 330 A/m2, tegangan 6 Volt, dan waktu 30 menit.Konsentrasi minimum logam tembaga dalam limbah yang masihmemungkinkan proses electrowinning dilakukan secara efektif adalah 742 ppm."

"ABSTRAKSelama proses pelelehan, permukaan logam seng sangat mudah teroksidasi membentuk lapisan oksida yang menutupi permukaan lelehan yang disebut dengan dross. Sehingga diperlukan suatu proses untuk memperoleh kembali logam seng yang ikut terbuang bersama dross. Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui metode yang efektif dan efisien dalam memperoleh kembali logam seng dengan kemurnian yang tinggi dari limbah padat dross. Pengaruh dari beberapa faktor seperti konsentrasi larutan pelindi dan rapat arus elektrowinning dikaji dalam penelitian ini.Sampel dross seng dihancurkan terlebih dahulu kemudian dicampur dengan karbon briket dengan perbandingan berat 1:1 dan selanjutnya dilakukan proses pemanggangan di dalam furnace dengan temperatur 700oC selama 1 jam. Sampel awal dan hasil pemanggangan dikarakterisasi menggunakan XRD dan dianalisis menggunakan program Match!2. Selanjutnya dilakukan proses pelindian menggunakan pelarut H2SO4 500 ml dengan variasi konsentrasi 1, 2 dan 4M selama 1 jam dan diaduk. Filtrat hasil pelindian dikarakterisasi menggunakan AAS. Larutan ZnSO4 hasil pelindian dielektrowinning dengan variasi rapat arus 2000, 3000 dan 4000 A/m2 pada suhu 25oC selama 1 jam. Hasil elektrowinning dikarakterisasi menggunakan EDS.Difraktogram hasil pemanggangan menunjukkan kenaikan puncak unsur Zn dan Al serta penurunan puncak senyawa Fe-Zn13 dan ZnS di dalam sampel. Selain itu terjadi perubahan senyawa seng sulfida menjadi senyawa seng oksida dan seng sulfat. Hasil pelindian menunjukkan, sampel dengan variasi konsentrasi 2M memiliki kandungan seng terekstraksi tertinggi yaitu 24958 ppm. Pada proses elektrowinning sampel dengan variasi konsentrasi 2M dan rapat arus 2000 A/m2 memiliki efisiensi arus paling tinggi mencapai 91,57%. Hasil pengujian EDS menunjukkan kenaikan konsentrasi dan kenaikan rapat arus sama-sama meningkatkan kemurnian seng terdeposisi namun juga meningkatkan persentase pengotor yang ikut terdeposisi pada katoda.

---

ABSTRACTDuring the melting process, the surface layer of the melted zinc can be very easily oxidized to form oxide layer covering the surface of melted zinc called dross. Therefore, the new method is needed to recover zinc from dross solid waste. This research is to determine an effective and efficient method to recover zinc with high purity from dross solid waste. The effect of concentration leaching solution and current density of electrowinning were investigated.Zinc dross sample were crushed and then mixed with carbon briquettes with a weight ratio of 1:1. Roasting process conducted in the furnace at 700oC for 1 hour. Zinc dross sample and roasting sample were characterized using XRD and analyzed using software Match!2. Leaching process was performed using 500 ml of H2SO4 with variation of concentration are 1, 2 and 4M for 1 hour and stirred. The leaching filtrate were analyzed using AAS. ZnSO4 solution carried electrowinning process with variation of current density are 2000, 3000 dan 4000 A/m2 at 25oC for 1 hour. The result of electrowinning process characterized using EDS.XRD difractogram results, show the increase in peak of Zn and Al also decrease in peak of Fe-Zn13 and ZnS after roasting process. Moreover there is a change of zinc sulfide to form zinc oxide and zinc sulphate compound. The leaching results indicated that sampel with concentration of 2M has the highest of zinc extracted, the zinc concentration is 24958 ppm. Electrowinning process show the highest current efficiency (91.57%) at the sample with concentration 2M and current density are 2000 A/m2. EDS result indicated that increasing of concentration leaching solution and current density increased the purity of zinc deposition and also increased the percentage of impurities."

"Limbah industri merupakan suatu dampak yang tidak dapa! dielakkan dari sedap kegiatan produksi. Melihat hai tersebut perlu kiranya diusahalcan meande-metode yang efzkrgf unzulc mengurangi dan memanfaarkan limbah tersebur. Limbah baru baterai dengan kandungan logam berat seperri Mn dan Zn, sangatlah berbahqva bila dibiarkan begiru saja mencemari Iingkungan. Kandungan Iogam yang rernyara cmp tinggi persentasenya, bila dilfhat banyaknya jumlah barerai yang dikonsurnsf masyaralrat Indonesia. Hal ini haruslah dpandang sebagai suatu potensi yang hams dimanfaalkan. Oleh karenanya perlu dilakukan suatu penelitian untuk mencari rnerode alrernatif untulc merecovezy kandungan logam yang lerdapar dalam Iimbah baterai, car dapat dimanfaatlcan lsembafi.Pada penelitian ini, campuran ele/ctroli! bateraf dilarurkan pada laruran HC!0.5 M Endapan yang dfhasilkan kemudian dicuci pda beberapa variasi pencucfan, yairu: tanpa, sam kafi, duakali, dan tiga /cali pencucian. Setelah dzperoleh kondfsi pencucian maksfmum, endapan /aiu dilalrukan pengeringan pada beberapa variasi temperatur, yairu: remperatur ruang, 1000 C, 200“C dan 250°C. Sedangkan jiltrat hasil leaching dilakukan presnvitasi lzidroksida dengan menggunalcan tiga metode berbeda.Pencucian endapan hasil leaching sebanjzak riga kali drperoleh tingkal recovery Iagam Mn dalarn bentuk M1102 !erbesar yairu sebesar 96,36 %. Dimana pengeringan endapan ridak berpengaruh pada lingkat recovery Mn. Sedongkan pada proses' pemisahan ion Iogam yaitu antara ion Mn dan Zn yang terlarur pada jiltrat hasi! leaching, dengan nzenggunakan metode IH dirnanafiltrar diendapkan berrahap yang kemudian dilakukan pencucian dengan HC! 0,4 M dilanjutkan dengan pencucian sebanyak tiga kali. Diperoleh tinglcat separasi unsur rerbesar dalam bemulc logam hidroksida yaitu sebesar 90,65 % Mn dan 60,92 % Zn."

"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."