Filosofi proses pemisahan magnetik yang diterapkan adalah mineral magnetit dapat terambil secara optimal dengan mempertimbangkan kadar Fe total 66% dan perolehan yang optimal sehingga tailing dari proses rougher dilakukan 2 (dua) kali, yaitu scavenging-1 (Sc-1) dan scavenging-2 (Sc-2). Intensitas magnetit yang diterapkan pada tahap roughing adalah 2000 gauss dan 4300 gauss.Material balance disajikan pada Gambar 9.Tahap scavenging-2 menggunakan intensitas magnet yang lebih tinggi karena yield yang dihasilkan pada tapan scavenging-1 sangat rendah yaitu 1,79% (%wt) dengan meningkatkan intensitas magnet yield nail menjadi 7% (%wt). Tahap cleaning dilakukan untuk membersihkan konsentrat dan diterapkan 1 (satu) kali dengan intensitas magnet 1000 gauss.
Material balance disajikan pada Gambar 17. Bijih besi dengan kadar 36,56% Fe total, 20,82% CaO, 15,14% SiO2, 1,48% S, 6,50% Fluks-b, 1,32% TiO2 dan 0,80% MnO2 dan 0% P2O5, dengan proses rangkaian pemisah magnetik dapat ditingkatkan kadarnya menjadi 68% Fe, 1,62% SiO2,1,18% Fluks-b dan 2,28% CaO dengan perolehan Fe mencapai 75,63% dan yield (rendemen) mencapai 40,6% (%wt). Final tail berkadar 12,13% Fe, 26,7% SiO2, 11,1% Fluks-b dan 36,7% CaO. Tailing cleaner sebanyak 5,82% (%wt) dikembalikan sebagai umpan proses rougher. Kadar tailing cleaner adalah 35,5% Fe, 2,3% SiO2, 2,35% Fluks-b dan 3,71% CaO. Nisbah konsentrasi mencapai 2,45 sehingga untuk menghasilkan 1 ton konsentrat berkadar 68% Fe dibutuhkan bijih besi sebanyak 2,45 ton berkadar 36,56% Fe.
4.2.1 Analisis Mikroskop Optik Final Tailing
Hasil analisis mikroskop optik terhadap tailing scavenging-2 menunjukkan kandungan magnetit cukup rendah hanya (0,76%) sedangkan bornit meningkat dari 6,95 menjadi 10,56 % dan pirit meningkat dari 0,92 menjadi 4,44%. Tabel 5 menunjukkan hasil komposisi mineral dari pengamatan mikroskop optik.
40
Gambar 4.23
Material balance prores benefisiasi bijih besi
41
Tabel 4.7
Hasil komposisi mineral tailing scavenging-2 (final tail)
NO KODE KOMPOSISI MINERAL (%W) Pirit, FeS2 Magnetit Fe3O4 Bornit, Cu5FeS4 Kalkopirit, CuFeS2 Limonit Gangue mineral 1. scavenging-2 Tail 4,44 0,76 10,56 1,87 0,56 94,18
Gambar 4.24-4.29, memperlihatkan mineral-mineral sulfidis yang terlihat dalam pengamatan mikroskop optik, Mineral-mineral sulfida sudah dalam keadaan terliberasi.
Gambar 4.24
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing magnetic, tampak magnetit (M) sebagai butiran bebas.
42
Gambar 4.25
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing magnetic, tampak pirit (P) sebagai butiran bebas.
Gambar 4.26
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing magnetik. Tampak kalkopirit (KP) sebagai butiran bebas.
P
43
Gambar 4.27
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing magnetik, tampak pirit (warna terang) sebagai butiran bebas.
Gambar 4.28
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing magnetik. Tampak pirit (warna terang) sebagai butiran bebas.
44
Gambar 4.29
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing magnetik. Tampak limonit (L) sebagai butiran bebas.
Analisis Mineragrafi Konsentrat dan Tailing Rougher
Tabel 4.8, memperlihatkan komposisi mineral dari konsentrat dan tailing dari rougher magnetik separator, tampak bahwa pada tahap rougher dihasilkan konsentrat dengan kandungan magnetit 86,23% dan mineral pengotor mencapai 12,93%. Sedangkan tailingnya terkandung mineral magnetit 10,38% dan mineral sulfida 8,06% bornit, 1,92% pirit dan mineral pemgotor 86,64%.
Tabel 4.8
Analisis komposisi mineral conc. Tailng rougher
NO. KODE SAMPLE
KOMPOSISI MINERAL (%W) Magnetit, Fe3O4 Bornit, Cu5FeS4 Pirit, FeS2 Kalkopirit, CuFeS2 Native iron, Fe Gangue mineral 1. Konsentrat rougher 86,23 0,80 0,04 - - 12,93 2. Tailing rougher 10,38 8,06 1,92 - - 86,64 L
45
Gambar 4.30
Fotomikrograf sayatan poles Konsentrat rougher Tampak magnetit(warna terang) sebagian besar telah terliberasi.
Gambar 4.31
Fotomikrograf sayatan poles sample konsntrat rougher Magnet kuat. Tampak magnetit (M) berikatan
dengan gangue mineral (GM).
M GM
46
Gambar 4.32
Fotomikrograf sayatan poles sample konsentrat rougher Tampak magnetit (warna terang) berikatan
dengan gangue mineral (GM).
Gambar 4.33
Fotomikrograf sayatan poles sample konsentrat rougher Magnet kuat. Tampak magnetit (M) dan bornit (B)
Berikatan dengan gangue mineral (GM).
GM
GM
B
M
47
Gamnbar 4.34
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing rougher Magnet kuat. Tampak magnetit (M), bornit (B) dan pirit (P) dalam keadaan terliberasi.
Gambar 4.35
Fotomikrograf sayatan poles sample konsentrat rougher. Tampak pirit (P) dan magnetit (M) berikatan
dengan gangue mineral (GM).
M P B P M GM P
48
Gambar 4.36
Fotomikrograf sayatan poles sample tailing rougher Tampak kalkopirit (KP) dan magnetit (M) berikatan
dengan gangue mineral (GM).
Gambar 4.37
Fotomikrograf sayatan poles tailing rougher.
Tampak magnetit (M) berikatan dengan gangue mineral (GM).
M
KP
GM
M GM
49 Performa Reduksi
Keberhasilan proses reduksi untuk dalam pembuatan DRI ditunjukkan oleh metalisasi di atas 90%, tampak bahwa semua rangkaian percobaan reduksi pellet magnetit dengan memvariasikan C/Fe dari 0,22-0,52 dan suhu 950-1100o
C, belum mencapai metalisasi di atas 90%. Metalisasi terbaik dicapai pada suhu 1100o
C dan FC/Fe 0,52 dicapai metalisasi hanya 84,54% dengan kandungan Fe metal mencapai 74,68% dan Fe total dalam DRI mencapai 88,34% sehingga masih terdapat 13,66% Fe dalam bentuk oksida. Sebagaimana ditunjukaan pada Gambar 29 dan 30.
Gambar 4.38
Performa reduksi bijih pellet magnetit suhu 1100o
C, 1050o
50
Gambar 4.39
Performa reduksi bijih pellet magnetit suhu 1000o
C, 950o
51
Gambar 4.40
Fotomikrograf sayatan poles contoh sponge besi.Tampak metalisasi terbentuk lebih padat pada bagian luar pellet.
Gambar 4.41
Fotomikrograf sayatan poles contoh sponge besi. Tampak metalisasi terbentuk kurang padat pada bagian
52
Gambar 4.42
Fotomikrograf sayatan poles contoh sponge besi. Tampak struktur metal yang terbentuk pada bagian
luar pellet.
Gambar 4.43
Fotomikrograf sayatan poles contoh sponge besi. Tampak struktur metal yang terbentuk pada bagian
53
4.2.2 Pengaruh Komposisi Batubara
Pengaruh komposisi batubara disajikan pada Tabel 12, Terlihat bahwa kondisi terbaik ada pada 0.35 C/Fe, dicapai kandungan Ni dalam konsentrat mencapai 6,98% Ni dan Fe 29,52% dengan perolehan 73,62%.
4.2.3 Pengaruh Penambahan Fluks-1
Dalam usaha peningkatan kinerja proses reduksi telah dilakukan usaha penambahan fluks-1 ke dalam sitem reduksi. Dasar dari pemikiran ini adalah terbentuknya segregasi partikel-partikel logam nikel sebagai mana dinyatakan dalam reaksi.
Tabel 4.9, memperlihatkan pengaruh penambahan fluks-1 dalam proses reduksi bijih nikel, terlihat bahwa penambahan fluks-1 meningkatkan reduksibilitas Ni dan menurunkan reduksibilitas Fe. Kandungan nikel dalam konsentrat yang optimal dicapai pada penambahan 5% Fluks dengan kandungan 11,65% Ni, 34,70% Fe dan kandungan silika 11,20%.
Tabel 4.9
Kondisi percobaan pembuatan sponge ferroniockle
Kondisi Konsentrat Tail PERFORMA Wt.% Fe.% Ni.% Wt.% Fe.% Ni.% ReC.
Ni. % ReC. Fe. % 0.25 C/F 33.14 24.16 3.53 60.37 10.45 1.04 63.92 62.4 0.35 C/F 18.24 29.52 6.98 60.7 12.31 0.92 69.56 41.96 0.45 C/F 19.5 33.31 6.91 50.23 11.95 0.92 73.62 50.62 Fluks-1, 6% 13.45 35.08 10.24 70.55 11.2 0.59 75.26 36.78 Fluks-1, 4% 12.35 34.7 11.65 67.15 10.21 0.58 78.62 33.4 Fluks-1, 2% 39.62 14.82 2.06 58.21 11.97 1.48 44.6 36.96 1 jam 38.56 15.93 3.05 59.65 9.81 1.07 64.27 29.48 3 jam 29.46 14.82 1.9 68.57 11.85 1.54 30.59 34.03 4 jam 19.5 33.31 6.91 50.23 11.95 0.92 73.62 50.62 1000oC 27.6 16.68 2.45 67.23 9.92 1.11 36.95 35.88 1050oC 26.9 27 3.86 54.54 10.78 0.9 56.74 56.61 1100oC 19.5 33.31 6.91 50.23 11.95 0.92 73.62 50.62
54
4.2.4 Pengaruh Waktu Reduksi
Waktu reduksi sangat terkait dengan perbesaran butir logam Fe-Ni yang terbentuk selama proses reduksi. Hasil reduksi dengan mengamati waktu reduksi disajikan pada Tabel 4.9 Waktu reduksi di bawah 4 jam belum memenuhi spesifikasi sponge Fe-Ni yang diharapkan masih di bawah 4 % dengan penambahan menjadi 4 jam terjadi peningkatan reduksibilitas di tandai dengan kadar Ni dalam konsentrat mencapai 6,91%.
4.2.5 Pengaruh Suhu Reduksi
Suhu reduksi diamati pada suhu 1000, 1050, dan 1100o
C. Tabel 12, memperlihatkan pengaruh suhu reduksi. Pada suhu reduksi 1200o
C, kandungan nikel dalam konsentrat hanya mencapai 3,86% Ni namun dengan meningkatnya suhu maka kandungan Ni dalam konsentrat menjadi 6,91%.
4.2.6 Pengaruh Penambahan Fluks-A
Pengaruh penambahan fluks disajikan pada tabel 4.10, Penambahan Fluks-A sebesar 2,5 dan 5%. Terlihat penambahan Fluks-A memberikan efek negatif terhadap proses reduksi bila penambahannya di atas 1%. Pada kondisi proses 1% fluks tanpa penambahan Fluks-A, kadar Ni dalam konsentrat mencapai 7,06%, dengan penambahan 1% Fluks-A terjadi peningkatan kandungan Ni menjadi 7,4% namun peningkatan penambahan menyebabkan penurunan kandungan Ni dalam konsentrat menjadi 5,23% dan 4,73% Ni. Hal ini disebabkan pembentukan senyawa fosterit semakin banyak sehingga nikel oksida menjadi lebih sulit untuk tereduksi, seperti ditunjukkan dalam Gambar 25 hasil analisis XRD terhadap konsentrat. Puncak-puncak MgSiO2,(fosterit) menjadi lebih tinggi.
55
Tabel 4.10
Kondisi pembuatan sponge Fe-Ni
4.2.7 Pengaruh Penambahan Kapur
Pengaruh penambahan kapur disajikan pada 4.10 sebanyak penambahan 2,5, 5 dan 8,72%. Penambahan 5% kapur memberikan pengaruh yang signifikan terhadap konsentrasi nikel dalam konsentrat; kadar konsentrat sekitar 6% namun kandungan SiO2
dalam konsentrat masih cukup tinggi.
4.2.8 Pengaruh Penambahan Fluks-B
Gambar 4.10, memperlihatkan kemungkinan terbentuk mineral-mineral pengotor membentuk fasa anortit pada temperatur 1100o
C. Penambahan fluks-b memberikan peranan penting dalam pembentukan fasa tersebut, seperti terlihat pada reaksi antara fluks-B dengan silika yang dapat berlangsung pada suhu 1250o
C.Penambahan 4% Fluks-B ke dalam sistem menaikan kadar nikel dalam sponge Fe-Ni cukup signifikan menjadi 11% di bandingkan tanpa penambahan Fluks-B
KODE KALSIN-53 KALSIN-54 KALSIN-55 KALSIN-56 KALSIN-57 KALSIN-58 KALSIN-59 KALSIN-60
Coal. % 15 15 15 15 15 15 15 15 Kapur.% 8.72 8.72 8.72 8.72 2.5 5 8.72 8.72 Fluks-B.% 0 0 0 0 0 0 0 4 Waktu. jam 4 4 4 4 4 4 4 4 Sulfur.% 0 0 0 0 0 0 2.4 0 Suhu.oC 1250 1250 1250 1250 1250 1250 1250 1250 Fluks-A.% 1 2.5 5 0 0 0 0 0 Fluks-1 1 1 1 0 0 0 0 0 Berat Feed. g (WC 8.72%) 1866.61 1790 1914.23 1868.79 2108.32 1952.21 1814.08 1861.53 Berat kalsin. (dry) 1604.67 1546 1658.18 1678.34 1822.12 1737.17 1580.84 1650.2
Reduction ratio 1.16 1.16 1.15 1.11 1.16 1.12 1.15 1.13
% wt loss 14.03 13.63 13.38 10.19 13.57 11.02 12.86 11.35
Duplikat kalsin. g 173.88 115.59 111.52 183.39 170.95 110.98 173.52 113.28 Magnetic separation Charge.
g 1430.79 1430.41 1546.66 1494.95 1651.17 1626.19 1407.32 1536.92
Magnetik. Fe-Ni 233.1 374.02 343.31 264.38 255.91 299.35 220.79 222.51 Non magnetik. tailing 1197.69 1056.39 1203.35 1230.57 1395.26 1326.84 1186.53 1314.41 MAGNETIK . SPONG Fe-Ni
Fe.% 23.34 26.23 18.86 20.3 20.66 29.14 20.52 26.77
Ni.% 7.4 5.23 4.73 6.03 3.91 6.65 3.76 11.29
SiO2. % 14.79 22.1 26.3 26.2 31.6 26.1 30.5 20.5
Recovery total Ni. % 55.32 65.42 50.78 51.07 28.41 61.04 27.4 80.79
Recovery Fe. % 24.91 46.84 28.9 24.54 21.43 38.18 21.34 27.34
FEED
Fe. % 12.83 12.83 12.83 12.83 12.83 12.83 12.83 12.83
56
namun SiO2 masih sekitar 20% sehingga diperlukan tambahan Fluks-B
untuk lebih menurunkan kandungan SiO2 dalam sponge FeNi(tabel 10)
Gambar 4.44
Analisis XRD konsentrat hasil reduksi akibat penambahan Fluks 1%
Gambar 4.45
57 Gambar 4.46
Analisis XRD konsentrat hasil reduksi dengan panambahan Fluks-1 2,5%.
Gambar4.47
58 Gambar 4.48
Fotomikrograf sayatan poles sample Con. Mag.dengan kondisi 1% Fluks-1100o
C -4 jam
Gambar 4.49
Fotomikrograf sayatan poles sample Con. Mag. 1% Fluks-1 1100o
C-4 jam Fe-Ni
59 Gambar 4.50
Fotomikrograf sayatan poles sample Con. Mag. 2,5% Fluks-1 1100o
C -4 jam
Gambar 4.51
Mikrofoto sayatan poles sample Con. Mag. 2,5% Fluks-1 1100o
C -4 jam Fe-Ni
60 Gambar 4.52
Fotomikrograf sayatan poles sample Con. Mag. 5% Fluks-1100o
C -4 jam
Gambar 4.53
Fotomikrograf sayatan poles sample Tail. Mag. 1% Fluks-1100o
C -4 jam
Fe-Ni
61 Gamar 4.54
Fotomikrograf sayatan poles sample Tail. Mag. 2,5% Fluks-1 1100o
C -4 jam
Gambar 4.55
Fotomikrograf sayatan poles sample Tail. Mag. 2,5 % Fluks-1 1100o
C -4 jam
62 Gambar 4.56
Fotomikrograf sayatan poles sample Tail. Mag. 5% Fluks-1 1100o
C-4 jam
Gambar 4.57
Fotomikrograf sayatan poles sample Tail. Mag. 5% Fluks-1 1100o
C 4 jam
Fe-Ni
63 Gambar4.58
Butir-butir Fe-Ni yang bertukuran halus pada suhu reduksi 1000o
C selama 4 jam
Gambar 4.59
Butir-butir Fe-Ni yang bertukuran halus pada suhu reduksi 1050o
C selama 4 jam, muai menyatu
64 Gambar 4.60
Butir-butir Fe-Ni yang bertukuran halus pada suhu reduksi 1100o
C selama 4 jam, muai menyatu
4.2.9 Pembuatan Luppen
Pembuatan luppen dilakukan pada suhu 1300-1400o
C. Bijih nikel laterit dikeringkan dalam furnace pada suhu 600o
C selama 2 jam sehingga terjadi kehilangan berat sebanyak 26,7%, kemudian dibuat pelet dengan penambahan kapur dan batubara semi anthracite. Kalsin nikel laterit digerus bersama dengan semi anthracite dan kapur kemudian dibuat pelet dengan binder CMC 0,8%. Ke dalam kiln di injeksikan batubara halus untuk meningkatkan suhu dalam kiln dan menjaga atmosferik dalam tungku sangat reduktif, penambahan batubara halus sebanyak 30%. Tabel 14, memperlihatkan hasil percobaan pembuatan luppen. Kondisi terbaik dicapai pada suhu 1400o
C dengan kualiitas luppen mencapai 17,4% Ni dan Fe 80,3% dengan perolehan mencapai 78,08%.
Semi anthracite mempunyai reaktifitas yang tinggi di bandingkan dengan batubara sub bituminous, Dengan reaktifitas yang tinggi diharapkan pada inti pelet terjadi pelelehan yang signifikan dari partikel-partikel logam yang tereduksi. Tekanan dalam tungku putar juga memberikan peranan yang penting dalam terbentuknya luppen, pasangan damper sangat diperlukan dalam tungku putar.
65
4.2.10 Pengaruh Komposisi Semi-anthracite
Komposisi semi-anthracite terhadap proses luppen di amati pada konsentrasi batubara 0.25 C/Fe, 0.5 C/Fe dan 0.75 C/Fe Peningkatan semi-anthracite di atas 12,69% menyebabkan semakin meningkatnya besi yang tereduksi sehingga terjadi penurunan kandungan di dalam luppen yang dihasilkan. Kandungan Ni menurun dari 17,45 menjadi 14,5%.
4.2.11 Pengaruh Suhu Reduksi
Suhu reduksi dalam pembuatan luppen harus lebih tinggi di atas 1.300o
C agar terjadi proses peleburan material-material pengotor seperti SiO2, MgO, CaO, Fluks-B membentuk fasa slag, suhu 1.400o
C merupakan suhu optimum dalam pembuatan luppen, Dalam hal ini bisa dihasilkan luppen dengan kandungan Ni mencapai 17%.
4.2.12 Pengaruh Penambahan Kapur
Penambahan kapur berfungsi untuk menurunkan suhu liquidus dari fasa anortit (CaO-SiO2-Fluks-B) namun demikian penambahan kapur menyebabkan viskositas dari slag meningkat sehingga butir-butir luppen yang halus banyak terperangkap dalam fasa slag, terlihat yield luppen menurun dengan peningkatan penambahan kapur, dari 10,62 menjadi 10,26% (Tabel 4.11).
66
Tabel 4.11
Kondisi percobaan pembuatan luppen ferronickle
Komponen Luppen-9 Luppen-10 Luppen-11 Luppen-12 Luppen-13 Luppen-14 Luppen-15
SiO2, % 2.18 0.4 2.35 2.8 2.45 2.55 2.9
Fluks-b, % 0.087 0.061 0.058 0.055 0.047 0.071 0.06
Fe, % 80.5 81.9 85 86.3 78.4 78.1 78.1
Ni, % 7.01 7.06 8.25 8.52 7.67 7.81 4.34
Co, % 0.13 0.13 0.13 0.15 0.12 0.12 0.098
Komponen Slag-9 Slag-10 Slag-11 Slag-12 Slag-13 Slag-14 Slag-15
SiO2, % 28 26 27.6 30.7 29.7 31.2 36.8 Fluks-b, % 9.04 8.85 9.23 8.41 8.62 8.84 8.15 CaO, % 18.57 18.88 19.11 19.79 19.25 20.2 22.6 MgO, % 12.36 12 12.98 12.33 12.07 12.3 11.67 Fe, % 3.69 3.81 3.19 4.87 4.03 3.14 3.34 Ni, % 0.002 0.004 0.003 0.019 0.007 0.003 0.017 Co, % 0.001 <0.001 <0.001 <0.001 0.002 <0.001 <0.001 SiO2+Fluks-b/CaO+MgO 1.2 1.13 1.15 1.22 1.22 1.23 1.31 KOMPONEN 1400oC 1350oC 1350oC
luppen -1 luppen -2 luppen -3 luppen -4 luppen -5 luppen -6 luppen -7 luppen -8
Elemen % % % % % % % % Fe 80.3 80.3 82.3 83.7 81.1 80.7 85.3 84.2 Ni 14.8 17.4 14.5 13.7 8.5 13.4 13.3 13.2 Cr 4.1 1.9 2.7 1.7 6.6 3.7 1.3 1.9 Co 0.3 0.3 0.4 0.1 0.3 0.2 0.1 0 Zn 0.2 0 0 0 2.3 0 0 0 Ti 0.1 0 0 0 0 0.1 0 0 Zr 0.1 0 0.1 0.6 0.6 1.3 0 0.3 V 0.1 0 0 0 0 0 0 0 Mn 0 0 0 0 0.5 0 0 0 %Wt. feed 100 100 100 100 100 100 100 100 %Wt. Luppen 10.05 8.21 10.62 11.52 12.02 10.68 10.37 10.26 %Wt. Slag 89.95 91.79 89.38 88.48 88 89.32 89.63 89.74 Rec Ni. % 81.25 78.08 84.14 86.21 83.69 78.19 75.36 74.03 Rec Fe. % 62.9 51.4 68.1 75.1 76 67.2 68.9 67.4 Waktu. h 4 4 4 4 4 4 4 4 Fluks. % 2 2 2 2 2 2 5 8 C/F 0.25 C/F 0.5 C/F 0.75 C/F 0.25 C/F 0.5 C/F 0.75 C/F 0.25 C/F 0.5 C/F
67
4.3 PELINDIAN
Percobaan pelindian dilakukan untuk mengetahui pengaruh variabel yang mempengaruhi proses pelindian yaitu, persen padatan, fraksi ukuran umpan, konsentrasi media pelindi (asam nitrat) dan lamanya waktu pelindian.
4.3.1 Pengaruh Persen Padatan dan Waktu Pelindian
Percobaan pengaruh persen padatan terhadap persen ekstraksi unsur nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium dilakukan pada persen padatan 10, 20 dan 30. Kondisi tetap adalah suhu (700
C), konsentrasi asam nitrat 2,5 Molar dan fraksi ukuran -200 mesh dengan volume larutan 2,1 liter dan lamanya pelindian 2 jam. Pengaruh persen padatan terhadap persen ekstraksi dapat dilihat pada Gambar 4.59. Grafik pada gambar tersebut menunjukkan persen ekstraksi unsur nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium menurun dengan naiknya jumlah padatan dalam larutan. Persen ekstraksi nikel dan kobal tertinggi dicapai pada 10 persen padatan yaitu sebesar 68,58 persen ekstraksi nikel dan 76,86 persen ekstraksi kobal.
Sedangkan persen ekstraksi unsur pengotor besi, aluminium dan magnesium tertinggi dicapai pada 10 persesn padatan dengan persen ekstraksi berturut-turut yaitu 27,17 %, 29,43 % dan 71,26 %. Persen ekstraksi yang lebih tinggi pada jumlah padatan yang lebih rendah karena pada persen padatan yang lebih rendah kemungkinan reaksi antara padatan dan pelarut lebih besar.Perbedaan persen ekstraksi antara unsur nikel dan kobalt dengan persen ekstraksi unsur pengotar besi, aluminium dan magnesium lebih besar pada kondisi persen padatan yang lebih rendah.
Hal ini menunjukkan pada jumlah padatan 10 % lebih selektif melarutkan unsur nikel dan kobal.Pelindian unsur nikel, kobal, besi, aluminium dan aluminium mempunyai karakteristik yang sama dengan bertambahnya waktu pelindian sampai 2 jam, seperti terlihat pada Gambar 4.60.
Pengaruh Waktu Pelindian
Percobaan pengaruh waktu pelindian terhadap persen ekstraksi unsur nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium dilakukan pada persen padatan 10 suhu 700
C, konsentrasi asam nitrat 2,5 Molar dan fraksi ukuran -200 mesh. Pengaruh lamanya waktu
68
pelindian terhadap persen ekstraksi dapat dilihat pada Gambar 4.61.
Hasil percobaan menunjukkan bahwa persenekstraksi nikel dan kobal dengan persen ekstraksi diatas 90 % dapat dicapai pada suhu pelindian 90 0
C dan waktu pelidian lebih dari 90 menit.
Gambar 4.61
Grafik Pengaruh Persen Padatan terhadap Persen Ekstraksi
Gambar 4.62
Grafik Pengaruh Waktu Pelindian terhadap Persen Ekstraksi pada Persen Padatan 10%
69
Pengaruh Fraksi Ukuran Bijih
Percobaan pelindian untuk melihat pengaruh fraksi ukuran bijih dilakukan terhadap empat fraksi ukuran yaitu -60+100, -100+150, -150+200, dan -200 mesh. Kondisi percobaan yang dibuat tetap adalah 10 % padatan, 2,5 M asam nitrat dan pada suhu 700
C. Grafik pengaruh fraksi ukuran terhadap persen ekstraksi unsur-unsur terlarut (Ni, Co, Fe, Al dan Mg) dapat dilihat pada Gambar 4.63.
Persen ekstraksi nikel tertinggi dicapai pada fraksi ukuran -200 mesh yaitu sebesar 68,58 %. Persen ekstraksi nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium yang diperoleh dari berbagai fraksi ukuran menunjukkan kenaikan pada fraksi ukuran -100+150 mesh dan penurunan pada fraksi ukuran -150+200 mesh, sedangkan pada fraksi -200 mesh persen ekstraksi unsur – unsur tersebut naik kembali.
Hal ini dikarenakan dari hasil analisa kandungan unsur sebelumnya terhadap berbagai fraksi ukuran, kadar unsur-unsur tesebut hampir terdistribusi merata pada berbagai fraksi ukuran.
Gambar 4.63
70
Pengaruh Konsentrasi Media Pelarut Asam Nitrat
Percobaan pengaruh konsentrasi asam nitrat dilakukan pada konsentrasi 0,7 M, 1,4 M, 2,1 M dan 2,5 M. Kondisi tetap percobaan adalah suhu 700
C dan 10 persen padatan. Unsur-unsur yang terlindi yaitu nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium mempunyai karakteristik yang sama yaitu persen ekstraksinya meningkat dengan naiknya konsentrasi pelarut asam nitrat. Grafik pengaruh persen ekstraksi unsur-unsur terlarut terhadap persen ekstraksi seperti ditunjukkan di Gambar 4.64.
Peningkatan persen ekstraksi unsur nikel, kobal dan magnesium hampir sama pada konsentrasi asam mulai dai 0,7 M sampai 2,5 M. Sedangkan persen ekstraksi besi dan aluminium peningkatannya tidak terlalu signifikan. Naiknya jumlah magnesium yang terlarut yang diikuti oleh kenaikan jumlah nikel dan kobal menunjukkan bahwa untuk melarutkan nikel perlu melarutkan magnesium lebih dulu karena mineral pembawa nikel adalah magnesium silikat.
Berdasarkan percobaan pengaruh konsentrasi asm nitrat juga dapat dilihat bahwa asam selain yang dibutuhkan untuk melarutkan nikel dan kobal, asam dikonsumsi oleh unsur pengotor lainnya seperti besi dan aluminium.
Gambar 4.64
Grafik Pengaruh Konsentrasi asam Nitrat terhadap Persen Ekstraksi
71
Pengaruh Suhu Pelindian
Percobaan pelindian untuk melihat pengaruh suhu dilakukan pada suhu 35 0
C sampai suhu 900
C. Kondisi percobaan yang dibuat tetap adalah persen padatan 10 %, konsentrasi asam nitrat 2,5 M dan lamanya pelindian 2 jam. Hasil persen ekstraksi unsur nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium dapat dilihat pada Gambar 4.64. Persen ekstraksi unsur nikel, kobal, besi, aluminium dan magnesium meningkat dengan naiknya suhu pelindian.
Persen ekstraksi nikel dan kobal tertinggi dicapai pada suhu 90
0
C sebesar 99,19 persen ekstraksi nikel dan 98,07 persen ekstraksi kobal. Sedangkan pada kondisi yang sama persen ekstraksi unsur pengotor besi, aluminium dan magnesium tertinggi dicapai pada suhu 90 0
C dengan persen ekstraksi berturut-turut yaitu 66,85 %, 45,67 % dan 97,04 %. Kenaikan suhu pelindian menyebabkan peningkatan persen ekstraksi yang signifikan terhadap jumlah unsur-unsur yang terlarut terutama unsur nikel, kobal dan magnesium.
Gambar 4.65
72
Gambar 4.67
Grafik Pengaruh Waktu Pelidian terhadap Persen Ekstraksi Pada suhu 900
C
Gambar 4.68
73 KEGIATAN MODIFIKASI TUNGKU PUTAR
Gambar 4.69 Penggantian Bata Api
Gambar 4.70
74
Gambar 4.71
Konstruksi tungku putart
Gambar 4.72
74
Gambar 4.73
Konstruksi probe gas analyzer
Gambar 4.74
Konstruksi probe gas analyzer
74
Gambar 4.75
Konstruksi screew feeder
Gambar 4.76
Konstruksi pulverized coal injector
74
BAB V KESIMPULAN
5.1 Kesimpulan
Hasil analisis kimia menunjukkan di dalam magnet kuat terkandung 44,03% Fe total, 20,09% CaO, 10,72% SiO2, 0,79% S, 4,79% Fluks-b, 0,68% TiO2 dan 1,09% MnO2 dan 0% P2O5, sedangkan dalam magnet sedang terkandung 25,69% Fe total, 21,88% CaO, 21,58% SiO2, 2,51% S, 8,98% Fluks-b, 2,25% TiO2 dan 0,38% MnO2 dan 0% P2O5. Berdasarkan hasil analisa komposisi kimia dengan kandungan Ni dan MgO yang besar menunjukkan contoh bijih termasuk bijih nikel laterit jenis saprolit.
Hasil analisis XRD contoh asal bijih nikel laterit menunjukkan keberadaan nikel terdapat dalam mineral silikat hidroksida yang berasosiasi dengan magnesium, sedangkan besi terdapat sebagai besi oksida (hematit) dan besi hidroksida (gutit). Terdeteksinya mineral magnesium silikat yang dominan menunjukkan bahwa contoh bijih nikel laterit berasal dari zona saprolit.
Hasil analisis SEM-EDS menunjukkan unsur terdeteksi terdiri atas silikon (Si), besi (Fe), dan nikel (Ni). Adanya unsur Si yang dominan menunjukkan bahwa nikel laterit ini berasal dari zona saprolit. Hasil analisis mikroskopik menunjukkan mineral pembawa nikel goethite (Fe,Ni)O(OH) dan
serpentine (Mg,Fe,Ni)3Si2O5(OH)4 terperangkap dalam fragmen batuan (FB) sehingga proses reduksi membutuhkan energi tingg agar nikel dan besi dapat tereduksi. Sedangkan hasil pengujian differential thermal analysis (DTA) menunjukkan puncak eksotermik pada suhu 800o
C menunjukkan fenomena rekristalisasi nickel ferrous serpentin.
74
Hasil analisis Batubara dan MC, menunjukkan Batubara yang digunakan sebagai reduktor memiliki komposisi FC 44%, VM 34,5% dan abu 17,5%, S 0,4% dan P 0,005%. Hasil analisis FC menunjukkan kandungan air rata-rata dalam bijih nikel 8,72%.
Ujicoba pengolahan dengan proses rangkaian pemisah magnetik dapat ditingkatkan kadarnya menjadi 68% Fe, 1,62% SiO2,1,18% Fluks-b dan 2,28% CaO dengan perolehan Fe mencapai 75,63% dan yield (rendemen) mencapai 40,6% (%wt). Final tail berkadar 12,13% Fe, 26,7% SiO2, 11,1% Fluks-b dan 36,7% CaO. Tailing cleaner sebanyak 5,82% (%wt) dikembalikan sebagai umpan proses rougher. Kadar tailing cleaner adalah 35,5% Fe, 2,3% SiO2, 2,35%
Fluks-b dan 3,71% CaO. Nisbah konsentrasi mencapai 2,45 sehingga untuk menghasilkan 1 ton konsentrat berkadar 68% Fe dibutuhkan bijih besi sebanyak 2,45 ton berkadar 36,56% Fe.
Performa keberhasilan proses reduksi dalam pembuatan DRI (Direct Reduced Iron) ditunjukkan oleh capaian metalisasi di atas 90%. Tampak bahwa semua rangkaian percobaan reduksi pelet magnetit dengan memvariasikan C/Fe dari 0,22 – 0,52 dan suhu 950 – 1100o
C belum mencapai metalisasi di atas 90%. Metalisasi terbaik dicapai pada suhu 1100o
C dan C/Fe 0,52 sebesar 84,54% dengan kandungan Fe-metal 74,68% dan Fe total dalam DRI mencapai 84,34% sehingga masih terdapat 13,66% Fe dalam bentuk oksida.
Pembuatan Luppen dilakukan pada suhu 1300 – 1400o
C. Bijih nikel laterit dikeringkan dalam furnace pada suhu 600o
C selama 2 jam sehingga terjadi kehilangan berat sebanyak 26,7%, kemudian dibuat pelet dengan menambahkan kapur dan semi anthracite (antrasit digunakan karena diperlukan batubara kualitas tinggi untuk membuat luppen). Kemudian kalsin nikel laterit digerus bersama-sama semi anhtracite, kapur dan dibuat pelet dengan katalis CMC 0,8%. Ke dalam kiln diinjeksikan batubara halus sebanyak 30%
74
untuk meningkatkan suhu kiln dan menjaga atmosfer dalam tungku menjadi sangat reduktif. Kondisi terbaik dicapai pada suhu 1400o
C dengan kualitas
luppen mencapai 4 – 17,4% Ni dan Fe 80,3% dan perolehannya mencapai 78,08%.
74
DAFTAR PUSTAKA
Cirpar, Cigdem, Heat Treatment of Iron Ore Agglomerate with Microwave Energy, A thesis submitted to Graduated School of Natural and Applied Sciences of Middle East Technical University, 2005.
Holloway, P.C, Salt Roasting of Suncor Oil sands Fly Ash, Metallurgical and Metal Transaction B, Volume 35, No. 6 (2004) pp.1051-1058.
Park, Eungyeul and Oleg Ostrovski, Effect of Preoxidation of Titania-ferrous Ore on the ore Structure and Reduction Behaviour, ISIJ International, Vol. 44 (2004) No.1 pp. 74-81.
Park, Eungyeul and Oleg Ostrovski, Reduction of Titania-Ferrous Ore by Carbon Monoxide, ISIJ International, Vol. 43 (2003) No.9 pp. 1316-1325.
Tathavadkar, V., A. Jha, T. Fulop. T.I.Torok and A Redey, Comparison of the Mineralogical Characteristic and Alkali Roasting Behaviour of Red Mud Different Origins, REWAS (2004), Global Symposium on Recycling, Waste Treatment and Clean Technology.
http://www.insg.org/presents/Mr_Mulshaw_Apr11.pdf
Dalvi, A. D., Bacon,W. G., and Osborne, R. C., The Past and the Future of Nickel Laterites, PDAC 2004 International Convention, March 7-10, 2004.
DN, Direct Nickel, News, 2012, http://www.directniathi Habashi. A Textbook of Hydrometallurgy, 2nd edition, Quebec City, Canada: Métallurgie