Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Chalcopyrite merupakan deposit bijih tembaga terbanyak di muka bumi. Indonesia merupakan salah satu negara yang memiliki cadangan Chalcopyrite yang cukup banyak. Namun proses pengolahan Chalcopyrite yang ada saat ini relatif memerlukan teknologi yang modern dan mahal, seperti penggunaan teknologi smelting. Hal tersebut mengakibatkan industri pertambangan kecil tidak bisa mengolah bijih Chalcopyrite tersebut. Pada penelitian ini dilakukan beberapa percobaan meliputi penggabungan metode pirometalurgi dan hidrometalurgi. Bijih Chalcopyrite di roasting pada suhu 850 oC selama 0, 10, 20, dan 30 menit, kemudian bijih tersebut di leaching menggunakan asam sulfat 2 Molar. Chalcopyrite yang diroasting tersebut diuji dengan X-Ray Diffraction (XRD) dan Energy Dispersive X-Ray (EDX) untuk mengetahui perubahan fasa dan perubahan kadar Cu setelah roasting. Selain itu pengujian Atomic Absorption Spectrophotometer (AAS) dilakukan untuk mengetahui Cu yang terlarut saat leaching, dengan H2SO4 2 Molar selama 5 hari, terhadap bijih yang telah diroasting. Hasil penelitian menunjukkan terjadi perubahan fasa CuFeS2 menjadi Cu2S dan Fe2O3. Bijih Chalcopyrite yang diroasting 30 menit memiliki kelarutan Cu yang paling tinggi pada pregnant leached solution (PLS) dibandingkan sampel yang lain.

---

Chalcopyrite is the larget copper ore deposits in the earth. Indonesia is one of countries that has enough reserves of chalcopyrite. However, the existing processing of Chalcopyrite is relatively requiring a modern and expensive technology. This resulted a small mining industry could not process the chalcopyrite ore.

This study was conducted by a few experiments that include of combining pyrometallurgical and hydrometallurgical methods. Chalcopyrite ore was roasted at 850 oC for 0, 10, 20 and 30 minutes, then the ore was leached by sulphuric acid at 2 molar. The roasted chalcopyrite was tested by X-Ray Diffraction (XRD) and Energy Dispersive X-Ray (EDX) to analyze the changes of phase and the changes of Cu levels after roasting. Besides of that, Atomic Absorption Spectrophotometer (AAS) testing was performed to determine Cu levels that dissolved after the leaching of the roasted ore with H2SO4 at 2 Molar for 5 days.

The results showed that CuFeS2 phase change into Cu2S and Fe2O3. The roasted chalcopyrite with 30 minutes roasting time have the highest solubility of Cu in the pregnant leach solution (PLS) than the other samples."

"ABSTRAKPenelitian ini bertujuan untuk mengetahui studi elektrokimia dari logam tembaga pada Printed Circuit Board PCB pada larutan asam sulfat H2SO4 dengan konsentrasi 0,1 M, 0,2 M dan 0,5 M dengan menggunakan metode pengujian pelindian yang disertai dengan pengujian polarisasi linear korosi dan pengujian Electrochemical Impedance Spectroscopy EIS . Pengujian polarisasi linear korosi dilakukan untuk mengetahui laju korosi dari sampel yang digunakan. Hasil dari pengujian linear korosi menunjukkan bahwa larutan asam sulfat dengan konsentrasi 0,5 M memiliki nilai icorr paling tinggi yang berarti laju korosinya juga paling cepat sebesar 3,76 mm/tahun. Selanjutnya dilakukan pengujian Electrochemical Impedance Spectroscopy EIS yang bertujuan untuk mengetahui ketahanan transfer muatan Rct atau ketahanan sampel terhadap korosi. Hasil yang didapatkan pengujian dengan menggunakan larutan asam sulfat 0,5 M memiliki ketahanan paling buruk yang memiliki nilai Rct sebesar 179 ? dan berarti laju pelindian paling tinggi. Pengujian ini menggunakan variabel waktu celup untuk mengetahui perilaku sampel terhadap variabel waktu. Lembaran tembaga dilakukan pengujian yang sama untuk variabel pembanding pada pengujian ini.

---

ABSTRACT

The purpose of this research is to know electrochemical studies of copper metal on Printed Circuit Board PCB in sulfuric acid solution H2SO4 with concentrations of 0.1 M, 0.2 M and 0.5 M using leaching testing method accompanied by linear corrosion polarization testing and Electrochemical Impedance Spectroscopy EIS testing. Linear linear polarization testing was performed to determine the corrosion rate of the samples used. The result of corrosion linear test showed that the solution of sulfuric acid with a concentration of 0.5 M has the highest icorr value which means the fastest corrosion rate is 3.7669 mm year. Furthermore, the testing of Electrochemical Impedance Spectroscopy EIS which aims to determine the resistance of charge transfer Rct or sample resistance to corrosion. The results obtained by testing using 0.5 sulfuric acid solution have the worst resistance that has a Rct value of 179 and means the highest leaching rate. This test uses immerse time variable to know the behavior of the sample against time variable. The copper sheets were carried out the same tests for the comparison variables in this test. "

"Tembaga merupakan salah satu logam non-ferrous yang cukup banyak digunakan di dunia karena memiliki sifat fisika dan kimia yang baik, terutama konduktivitas listrik dan panas yang sangat baik. Di samping itu, biasanya bijih tembaga juga berasosisasi dengan logam berharga lain, seperti emas, perak, palladium, dan lain-lain. Indonesia merupakan salah satu negara yang memiliki cadangan bijih tembaga cukup besar. Pada tahun 2009, Indonesia menempati urutan lima sebagai negara produksi tembaga dunia. Oleh karena itu, bijih tembaga menjadi salah satu mineral yang menarik untuk diolah. Penelitian ini dilakukan untuk mengetahui keefektifan reduksi logam tembaga dari bijih chalcopyrite dengan menggunakan metode hydrometallurgy, yaitu ferric chloride leaching, yang didahului oleh proses klasifikasi dengan media air, sebagai proses pengolahan mineral. Proses hydrometallurgy dilakukan dengan menggunakan variasi konsentrasi pelarut FeCl3 (0,5M; 1M; 1,5M; dan 2M) dan variasi waktu leaching (2, 3, 4, dan 5 hari) untuk mengetahui pengaruh dua parameter tersebut terhadap konsentrasi tembaga yang dihasilkan. Hasil dari penelitian ini adalah terjadinya kenaikan konsentrasi tembaga yang dapat dilepaskan dari mineral chalcopyrite akibat semakin tinggi konsentrasi pelarut yang digunakan dan semakin lama waktu leaching yang diaplikasikan. Konsentrasi Cu maksimum, yaitu 394,05 ppm, didapat dari sampel tembaga chalcopyrite yang dilarutkan ke dalam FeCl3 dengan konsentrasi 2M selama 5 hari.

---

Copper is one of the non-ferrous metals that widely used in the world because it has good physical and chemical properties, especially excellent electrical and heat conductivity. Furthermore, copper ore is usually associated with other precious metals, like gold, silver, palladium, etc. Indonesia is a country that has substantial reserves of copper ore. In 2009, Indonesia ranked as the fifth countries in the world in copper production. Therefore, copper ore became one of the interesting mineral to be processed.

The study was conducted to determine the reduction effectiveness of copper from chalcopyrite ore using hydrometallurgy method, the ferric chloride leaching, which was preceded by a classification process in water, as a mineral processing. Hydrometallurgy process is done by using variation of the FeCl3 concentration as lixiviant (0.5 M; 1M; 1.5 M; and 2M) and variation of leaching time (2, 3, 4, and 5 days) to determine the effect of these two parameters to the concentration of copper that can be produced.

The result of this study is the increasing of the copper concentration that can be released from the chalcopyrite because of the higher concentration of lixiviant used and the longer leaching time applied. The maximum Cu concentration, which is 394.05 ppm, obtained from chalcopyrite by leaching it using FeCl3 2M for 5 days."

"Penggunaan perangkat elektronik di dunia sangat tinggi terutama di Indonesia. Perangkat elektronik yang sudah tidak digunakan menghasilkan limbah elektronik e-waste yang memiliki logam-logam berharga di dalamnya terutama pada komponen Printed Circuit Board PCB yang dapat didaur ulang. Penelitian ini akan membahas tentang studi elektrokimia pada proses pelindian tembaga dengan menggunakan asam nitrat HNO3 pada konsentrasi 0,1M, 0,2M, dan 0,5M. Sampel yang berupa PCB akan dilakukan pengujian polarisasi dan Electrochemical Impedance Spectroscopy EIS dengan waktu Celup 0 menit, 30 menit, dan 60 menit untuk mengetahui proses pelindian yang terjadi dalam larutan asam nitrat.Laju pelindian pada PCB maupun pada tembaga semakin meningkat dengan bertambahnya konsentrasi asam nitrat, namun seiring bertambahnya waktu celup, penggunaan konsentrasi asam nitrat 0,5 M pada PCB menghasilkan produk korosi dari unsur logam lain yang menghambat proses pelindian. Penelitian ini ditujukan untuk mencari larutan yang efektif dalam pengolahan limbah elektronik.

---

Electronic device usage is very high around the world especially in Indonesia. These electronic devices resulting high amount of electronic waste e waste with lot of useful metals in it especially on Printed Circuit Board PCB components. This research will discuss about electrochemical study on copper leaching process by using nitric acid HNO3 at concentrations of 0.1M, 0.2M, and 0.5M. Samples in the form of PCBs will be tested for polarization and Electrochemical Impedance Spectroscopy EIS with immersion time 0 minute, 30 minutes, and 60 minutes to determine the leaching process occurring in the nitric acid solution and to study about the effectiveness of the leaching by studying the leaching mechanism and rate of leachability by comparing it with the same test of pure copper 99.9 leaching in solution of nitric acid at the same amount of concentration.

Result from this research shown that rate of leaching with higher concentration of nitric acid makes the rate of leaching increasing too, but the usement of 0.5 M nitric acid resulting products of corrosion from another metal elements stick to the surface which inhibit the leaching process. This research have a goal to determine the most effective leachings solution to recycle e waste."

"Deposit laterite merupakan salah satu jenis bijih nikel yang paling berlimpah di alam. Di Indonesia khususnya di Kabupaten Pomala, Sulawesi Tenggara memiliki deposit laterite yang tergolong tinggi. Salah satu mineral yang ada di dalam lapisan laterite yaitu bijih nikel saprolit yang memiliki kadar unsur nikel yang lebih tinggi dibandingkan lapisan lainnya seperti limonit. Untuk mendapatkan recovery nikel yang efektif dan efisien, diperlukan suatu pengembangan penelitian proses ekstraksi. Pada penelitian ini akan dilakukan beberapa proses seperti separasi dengan fluida air, pirometalurgi (roasting reduction) dan hidrometalurgi (pelindian). Penelitian ini akan membahas pengaruh penambahan reduktor yang berasal dari batubara dengan kadar yang berbeda-beda yaitu 8%, 16%, 24% dan 32%. Untuk mengetahui komposisi kimia dari bijih saprolit yang murni dan yang telah dilakukan proses separasi, akan dilakukan pengujian EDX (Energy Dispersive X-Ray) terlebih dahulu. Sebelum ketahap hidrometalurgi, sampel dengan masing-masing penambahan batubara tersebut dilakukan proses roasting reduction pada temperatur 1250oC di dalam furnace carbolyte. Selanjutnya akan dilakukan pengujian STA dan XRD dengan tujuan untuk melihat senyawa-senyawa yang terdapat pada bijih nikel saprolit tersebut. Setelah tahap ini selesai dilakukan, sampel dilindi dengan menggunakan larutan Asam Sulfat 1 Molar dalam waktu 90 menit. Dari hasil yang diperoleh, pada proses pelindian asam sulfat dengan konsentrasi 1 Molar, persentase recovery nikel yang tertinggi berada pada bijih saprolit yang ditambahkan dengan batubara sebanyak 16% dengan perolehan Nikel nya yaitu sebesar 59.85% (persentase optimum).

---

Laterite deposit is one of the most abundant ore in nature. In Indonesia, especially in Pomala regency, Southeast Sulawesi, has a high laterite deposit. One of the minerals in the laterite layer is saprolite nickel ore which has a higher nickel content than the other layers, such as limonite.

To get recovery of nickel with effective and efficient, a study about development of extraction process is needed. This research will conduct several processes such as float and sink process, pyrometallurgy (roasting reduction) and hydrometallurgical (leaching). This research also will disscus the effect of addition of coal as reductor, with varied levels of coal: 8%, 16%, 24% and 32%. To determine the chemical composition of saprolite ore that have been treated by float and sink process, EDX (Energy dispersive X-Ray) test is performed.

Before hydrometallurgy process is conducted, the samples that have been added by varied levels of coal was reduction roasted at temperature 1250oC in Carbolyte furnace. Further testing will be conducted by the STA and XRD with purpose to determine the compounds presence in the saprolite nickel ore. After that stage, the sample is leached in Sulfuric Acid at 1 Molar for 90 minutes.

From the obtained results, the process of leaching with sulfuric acid at 1 Molar, the recovery percentage of nickel from 16% of coal addition is the highest with obtained value 59.85% (optimum percentage)."

"Ekstraksi nikel limonit untuk mendapatkan kondisi optimum ekstraksi dan pemanggangan residu hasil ekstraksi dengan variasi temperatur telah dilakukan. Bijih nikel limonit Buli merupakan deposit jenis oksida. Unsur nikel ditemukan bergabung dengan magnesium silikat. Pengujian dengan XRD dan GSAS menunjukkan bahwa bijih nikel limonit Buli mengandung 92,33 wt % fasa goethite [FeO(OH)] dan 7,67 wt % fasa liebenbergite [Ni1,16Mg0,84SiO4]. Ekstraksi dengan asam sulfat dilakukan pada temperatur 60°C selama 4 jam. Ukuran partikel -100 mesh merupakan ukuran terbaik untuk mengekstraksi nikel sebesar 0,030 % (data AAS). Dengan konsentrasi asam sulfat 30 vol % berhasil mengekstraksi nikel hingga 0,063 % (data AAS). Penggunaan asam sulfat sebanyak 200 mL berhasil mengekstraksi nikel hingga 18,64 % (data XRF). Konsentrasi nikel terbaik (0,042 %) diperoleh pada pH filtrat 2 (data AAS).Hasil pengujian XRD dan GSAS menunjukkan bahwa residu hasil ekstraksi mengandung 59,84 wt % fasa goethite [FeO(OH)], 22,99 wt % fasa melanterite [FeSO4(H2O)7] dan 17,17 wt % fasa kuarsa [SiO2]. Pemanggangan residu hasil ekstraksi dengan penambahan batubara sebanyak 20 % dari berat residu selama 1 jam pada temperatur 600 - 800°C menghasilkan fasa besi oksida. Pada temperatur 600 oC dihasilkan 84,60 wt % fasa hematite [Fe2O3] dan 15,40 wt % fasa magnetite [Fe3O4]. Pemanggangan pada temperatur 700°C menghasilkan 87,06 wt % fasa hematite dan 12,94 wt % fasa magnetite. Pemanggangan pada temperatur 800 oC menghasilkan 94,96 wt % fasa hematite dan 5,04 wt % fasa magnetite.

---

Extracting nickel limonite ore to achieve an optimum extraction condition and roasting the residue resulted from extraction at varying temperatures were conducted. Nickel limonite ore originated from Buli was an oxide type deposit. Nickel was found fractionate into magnesium silicate. Observations using XRD and GSAS showed that nickel limonite ore originated from Buli containing 92,33 wt % goethite [FeO(OH)] phase and 7,67 wt % liebenbergite [Ni1,16Mg0,84SiO4] phase. Extraction process was conducted using sulfuric acid at temperature 60 oC for 4 hours. Particle size of -100 mesh is the most suitable size for extracting nickel as high as 0,030 % (AAS data). Using sulfuric acid with concentration of 30 vol % can achieve nickel extraction as high as 0,063 % (AAS data). Using sulfuric acid in the amount of 200 mL successfully extracts nickel as high as 18,64 % (XRF data). The best nickel concentration (0,042 %) is obtained when the pH value of the solution is 2 (AAS data).

XRD and GSAS results showed that the residue of extraction process consisted of 59,84 wt % goethite [FeO(OH)] phase, 22,99 wt % melanterite [FeSO4(H2O)7] phase, and 17,17 wt % quartz [SiO2] phase. Roasting the residue of extraction process by adding coal in the amount of 20 % of the residue weight at 600 - 800°C resulted with iron oxide phase. At temperature 600°C resulted with 84,60 wt % hematite [Fe2O3] phase and 15,40 wt % magnetite [Fe3O4] phase. Roasting at temperature 700 oC resulted with 87,06 wt % hematite phase and 12,94 wt % magnetite phase. Roasting at temperature 800 oC resulted with 94,96 % wt hematite phase and 5,04 wt % magnetite phase."

"Malasit merupakan salah satu bijih sekunder tembaga yang memiliki rumus kimia CuCO3.Cu(OH)2., Bijih malasit termasuk dalam batuan karbonat dan biasanya berwarna biru dan hijau. Pelindian merupakan proses pengambilan logam berharga secara selektif dari bijih dengan pelarut sehingga didapatkan suatu larutan kaya. Pelindian juga bertujuan menaikan kadar dari bijih. Laju proses pelindian dipengaruhi oleh beberapa faktor diantaranya yaitu ukuran partikel, konsentrasi, temperatur dan waktu pelindian. Bahasan penelitian ini ialah pengaruh proses klasifikasi air terhadap kenaikan persentase kadar tembaga dan pengaruh konsentrasi pelarut terhadap persentase peningkatan kadar tembaga pada bijih malasit. Penelitian ini melakukan beberapa pengujian yaitu uji karakterisasi bijih malasit menggunakan EDX dan AAS, uji anilsis filtrat hasil pelindian menggunakan AAS. Hasil dari peneltian ini, penambahan metode proses klasifikasi air menaikkan persetase kadar tembaga dan pengaruh konsentrasi pelarut pada proses pelindian yang berpengaruh terhadap persentase peningkatan tembaga pada bijih malasit.

---

Malachite is a secondary ore of copper which has chemical formula CuCO3.Cu (OH)2. Malachite ore included in carbonate rocks and usually colored blue and green. Leaching is the process of making precious metals from ore by selective leaching agents until get a rich solution. Leaching is also increasing the content of ores. The rate of leaching process is influenced by several factors including the particle size, concentration, temperature and time leaching.

Discussion of this study is the influence of the classification process water to increase the percentage of copper content and the influence of the lixiviant concentration to the percentage recovery of copper in malachite ores. Some of the testing performed in this study are malachite ore characterization testing using EDX and AAS, analysis filtrate testing which is the result of leaching, using AAS.

The result of this study is the addition method of water classification process (float sink) can increase the copper content and the influence of lixiviant concentration in the leaching process which can increase the percentage recovery of copper in malachite ores."

"Salah satu proses antara dalam pelindian bijih kromit adalah pemanggangan alkali dengan KOH untuk mengkonversi bijih kromit menjadi senyawa kromat yang lebih mudah larut Telah dilakukan proses pemanggangan alkali bijih kromit Pulau Kalimantan menggunakan KOH di temperatur 800 C selama 60 menit diikuti dengan pelindian menggunakan larutan asam sulfat 1 M Dilakukan investigasi pengaruh dari waktu pelindian suhu pelindian dan ukuran partikel terhadap hasil ekstraksi Cr dari bijih kromit Pulau Kalimantan Pengujian XRF XRD dan AAS dilakukan untuk mengukur dan menentukan pengaruh parameter pemanggangan dan pelindian terhadap hasil ekstraksi kromium dan komposisi residu Hasil roasting terutama tersusun atas hematit dan kalium kromat sedangkan residu pelindian terutama tersusun atas mineral grup spinel yang tidak terdekomposisi selama pemanggangan yang mengandung kadar Cr yang lebih tinggi dibandingkan sampel bijih awal Waktu pelindian optimum untuk suhu 25 C 50 C dan 75 C berturut turut adalah 100 1 menit 43 4 menit dan 15 4 menit Sedangkan nilai recovery yang dicapai pada waktu pelindian optimum untuk suhu 25 C 50 C dan 75 C berturut turut adalah 66 64 69 88 dan 75 06 Analisa kinetika proses pelindian menunjukkan laju proses pelindian terutama dikontrol difusi melewati lapisan produk yang dapat direpresentasikan dengan persamaan Kr ger Ziegler sebagai berikut Energi aktivasi sebesar 10 34 kJ mol menunjukkan karakteristik proses yang dikontrol difusi.

---

One of novel intermediate process in leaching Kromit Ore is treating the ore in pemanggangan alkali process with KOH to convert the ore into much more soluble chromate compound Pemanggangan alkali of Borneo Kromit Ore with KOH in temperature of 800 C and subsequent leaching with 1 M sulfuric acid solution was conducted The influence of time temperature and particle size to chromium extraction yield from Borneo kromit ore was investigated XRF XRD and AAS test was used to measure and determine the effect of roasting and leaching parameter to chromium extraction and composition of residue

Roasting product mainly consisted of hematite and sodium chromate whereas leaching residue mainly consisted of undecomposed spinel group minerals with higher Cr content than pre roasted kromit ore Optimum leaching time values for 25 C 50 C and 75 C are 100 1 minutes 43 4 minutes and 15 4 minutes respectively And recovery reached at optimum leaching time for leaching at 25 C 50 C and 75 C are 66 64 69 88 and 75 06 respectively The leaching kinetics analysis shows that the reaction rate of leaching process is controlled by diffusion through the product ash layer which can be represented by following Kr ger Ziegler equation The calculated activation energy of 10 34 kJ mol resembles a characteristic of a diffusion controlled process "