EKSTRAKSI Ni, Fe, Co DAN Mn DARI BIJIH LATERITMELALUI PELINDIAN MENGGUNAKAN ASAM NITRAT

DANI KURNIA WIBISONO

PROGRAM STUDI KIMIAFAKULTAS SAINS DAN TEKNOLOGI

UNIVERSITAS ISLAM NEGERI SYARIFHIDAYATULLAHJAKARTA

2017

EKSTRAKSI Ni, Fe, Co DAN Mn DARI BIJIH LATERITMELALUI PELINDIAN MENGGUNAKAN ASAM NITRAT

SKRIPSI

Sebagai Salah Satu Syarat Memperoleh Gelar Sarjana Strata SatuProgram Studi Kimia

Fakultas Sains dan TeknologiUniversitas Islam Negeri Syarif Hidayatullah Jakarta

Oleh:DANI KURNIA WIBISONO

1110096000019

PROGRAM STUDI KIMIAFAKULTAS SAINS DAN TEKNOLOGI

UNIVERSITAS ISLAM NEGERI SYARIFHIDAYATULLAHJAKARTA

2017

ABSTRACT

DANI KURNIA WIBISONO. Extraction Ni, Fe, Co and Mn from Laterite Ore byLeaching Using Nitric Acid. Supervised by SOLIHIN and NANDA SARIDEWI.

Indonesia has a natural resources of laterite ore with 16% of total world lateriteore. This ore is the main source of the Ni where it also contains Fe, Co and Mnmetals. This laterite ore research uses hydrometallurgical technique by leachingprocess using nitric acid solvent which aims to determine optimum temperatureand concentration nitric acid as well as kinetics of leaching which aims to find outthe kinetic model of leaching and the value of activation energy. The leaching wascarried out with temperature variations of 30, 50, 70 and 90 oC, as well asvariations in the concentration of nitric acid 2,28; 3,2; 5,28 and 8 M. The leachingprocess filtrate was analyzed using AAS and The leaching residue is characterizedusing XRD and XRF. The results show that Ni, Fe, Co and Mn in the laterite orecan be extracted well at leaching temperature of each 70, 90, 70, and 90 oC,respectively the use of nitric acid 8 M. The energy values of Ni and Fe activationare 6,68 and 24,68 kJ/mol with kinetic srinking core model where Ni and Fe arediffusion controlled.

Keywords: laterite ore, nitric acid, leaching, shrinking core, activation energy

ABSTRAK

DANI KURNIA WIBISONO. Ekstraksi Ni, Fe, Co dan Mn dari Bijih LateritMelalui Pelindian Menggunakan Asam Nitrat dibawah bimbingan SOLIHIN danNANDA SARIDEWI.

Indonesia memiliki sumber daya alam berupa bijih laterit dengan jumlah mencapai16 % dari total bijih laterit dunia. Bijih ini merupakan sumber utama logam Ni dandidalamnya juga terkandung logam Fe, Co dan Mn. Penelitian mengenai bijihlaterit ini menggunakan teknik hidrometalurgi melalui proses pelindianmenggunakan pelarut asam nitrat yang bertujuan untuk menentukan suhu dankonsentrasi asam nitrat optimum serta kinetika pelindian yang bertujuan untukmengetahui model kinetika pelindian dan nilai energi aktivasi. Pelindian dilakukandengan variasi suhu 30, 50, 70 dan 90 oC, serta variasi konsentrasi asam nitrat2,28; 3,2; 5,28 dan 8 M. Filtrat proses pelindian dianalisis menggunakan AAS danResidu proses pelindian dikarakterisasi menggunakan XRD dan XRF. Hasilmenunjukan bahwa Ni, Fe, Co dan Mn dalam bijih laterit dapat terekstrak denganbaik pada suhu pelindian masing-masing logam yaitu 70, 90, 70, dan 90 oC sertadengan penggunaan asam nitrat sebesar 8 M. Diperoleh nilai energi aktivasi Ni danFe sebesar 6,68 dan 24,68 kJ/mol dengan model kinetika srinking core dimana Nidan Fe dikontrol secara difusi.

Kata kunci: bijih laterit, asam nitrat, pelindian, srinking core, energi aktivasi

KATA PENGANTAR

Bismillahirrahmanirrahim,

Puji syukur dipanjatkan kepada Allah SWT. Tuhan semesta alam yang telah

memberikan rahmat serta hidayah sehingga penulisan tugas akhir ini dapat

terselesaikan. Sholawat serta salam tak lupa penulis panjatkan kepada Nabi

Muhammad SAW yang telah membawa kita keluar dari zaman jahiliah ke zaman

yang terang benderang.

Atas kehendak dan izin Allah SWT, tugas akhir yang berjudul Ekstrasksi

Ni, Fe, Co dan Mn dari Bijih Laterit melalui Pelindian Menggunakan Asam

Nitrat telah terselesaikan. Dalam penyusunan laporan tugas akhir ini penulis tidak

luput dari kekurangan dan kesalahan. Namun, dengan bantuan dari berbagai pihak

yang senantiasa mendukung dalam penyusunan laporan tugas akhir ini dapat

diselesaikan.

Penulis sadar bahwa skripsi ini masih jauh dari kata sempurna dan tidak

pernah lepas dari bantuan berbagai pihak dalam menyelesaikannya. Maka dari itu,

penulis ingin mengucapkan terima kasih kepada:

1. Dr. Solihin, M.Eng selaku pembimbing I yang telah memberikan

pengetahuan, bimbingan, dan arahan serta tempat berkeluh kesah selama

proses pembuatan skripsi ini.

2. Nanda Saridewi, M.Si selaku pembimbing II yang telah memberikan ilmu

dan bimbingan dalam penulisan.

3. Drs. Dede Sukandar, M.Si. selaku Ketua Program Studi Kimia Fakultas Sains

dan Teknologi UIN Syarif Hidayatullah Jakarta.

4. Dr. Agus Salim, M.Si. selaku Dekan Fakultas Sains dan Teknologi UIN

Syarif Hidayatullah Jakarta.

i

5. Seluruh Dosen Program Studi Kimia yang telah memberikan ilmu serta

bimbingan kepada penulis, semoga ilmu yang telah Bapak dan Ibu berikan

mendapatkan berkah serta balasan yang terbaik dari Allah SWT.

6. Pimpinan serta Staff Pusat Penelitian Geoteknologi LIPI yang senantiasa

selalu memberikan masukan dan arahan.

7. Bapak serta Ibu yang selalu mendoakan dan memberikan dukungan moril

maupun materil.

8. Irwan Syaifullah, Pratama Arinaldo, Aulia Rahman Hakim selaku rekan kerja

dalam penelitian dan teman-teman polideka kimia UIN.

9. Iwan Setiawan, Bangga Praharja, Uswatun Khasanah, Heru, Bonamirza, Asri,

Wanda Septa Luthfiasari, Toni Sumatri dan Nurjen yang selalu memberikan

banyak masukan, nasihat serta motivasi bagi penulis.

Penulis menyadari dalam penyusunan skripsi ini tidak lepas dari kekurangan.

Oleh karena itu, kritik dan saran yang membangun sangat penulis harapkan. Penulis

berharap skripsi ini dapat bermanfaat bagi penulis dan umumnya bagi kemajuan

ilmu pengetahuan.

Jakarta, Mei 2017

Penulis

ii

DAFTAR ISI

Halaman

KATA PENGANTAR . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . i

DAFTAR ISI . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . iv

DAFTAR GAMBAR . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . v

DAFTAR TABEL . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . vi

DAFTAR LAMPIRAN . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . vii

I PENDAHULUAN . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 1

1.1 Latar Belakang . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 1

1.2 Rumusan Masalah . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 3

1.3 Hipotesa Penelitian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 3

1.4 Tujuan Penelitian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 4

1.5 Manfaat Penelitian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 4

II TINJAU PUSTAKA . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 5

2.1 Bijih Laterit . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 5

2.2 Pelindian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 6

2.2.1 Konsentrasi pelarut . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 7

2.2.2 Temperatur . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 7

2.2.3 Ukuran bijih . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 7

2.2.4 Waktu pelindian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 8

2.3 Kinetika . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 8

2.4 Model Shrinking Core . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 10

2.5 X-ray Diffraction (XRD) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 13

2.6 X-ray fluorescence (XRF) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 15

2.7 Atomic Absorption Spectrophotometry (AAS) . . . . . . . . . . . . . 17

iii

III METODE PENELITIAN . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 20

3.1 Alat dan Bahan . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 21

3.2 Prosedur Kerja . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 21

3.2.1 Preparasi Sampel . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 21

3.2.2 Pelindian Variasi Suhu . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 21

3.2.3 Pelindian Variasi Konsentrasi Asam Nitrat . . . . . . . . . . . . . . . 22

3.2.4 Kinetika Pelindian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 22

3.3 Karakterisasi Sampel . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 22

3.3.1 XRD (Herdianita et al., 1999) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 22

3.3.2 XRF (Patty et al., 2013) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 23

3.3.3 AAS (Tier et al., 2007) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 23

IV HASIL DAN PEMBAHASAN . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 24

4.1 Karakterisasi Bijih Laterit . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 24

4.2 Pelindian dengan Variasi Suhu . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 26

4.3 Pelindian dengan Variasi Konsentrasi . . . . . . . . . . . . . . . . . . 30

4.4 Kinetika Reaksi Pelindian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 34

V KESIMPULAN DAN SARAN . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 44

5.1 Kesimpulan . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 44

5.2 Saran . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 44

DAFTAR PUSTAKA . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 45

LAMPIRAN . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 50

iv

DAFTAR GAMBAR

Gambar 1. Profil Lateri pada daerah tropis . . . . . . . . . . . . . . . . 6

Gambar 2. Model shrinking core . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 10

Gambar 3. Model shrinking core sistem kontrol difusi . . . . . . . . . 11

Gambar 4. Model shrinking core sistem kontrol kimia . . . . . . . . . 12

Gambar 5. Skema kerja XRD . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 14

Gambar 6. Skema umum instrumentasi XRF . . . . . . . . . . . . . . 16

Gambar 7. Skema umum komponen pada alat AAS . . . . . . . . . . . 18

Gambar 8. Diagram alir penelitian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 20

Gambar 9. Pola XRD bijih laterit . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 24

Gambar 10. Pola XRD residu proes pelindian variasi suhu bijih laterit . . 26

Gambar 11. Pola XRD residu laterit proses pelindian dengan variasi

konsentrasi asam nitrat . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 30

Gambar 12. Grafik nilai 1− (1−X)1/3 Ni terhadap waktu pelindian . . . 37

Gambar 13. Grafik nilai 1− (1−X)1/3 Fe terhadap waktu pelindian . . . 37

Gambar 14. Grafik nilai 1+ 2(1−X)− 3(1−X)2/3 Ni terhadap waktu

pelindian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 38

Gambar 15. Grafik nilai 1+ 2(1−X)− 3(1−X)2/3 Fe terhadap waktu

pelindian dengan kontrol difusi . . . . . . . . . . . . . . . 38

Gambar 16. Grafik ln k Ni dan Fe terhadap 1/T . . . . . . . . . . . . . . 42

v

DAFTAR TABEL

Tabel 1. Kadar unsur bijih laterit . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 25

Tabel 2. Residu logam proses penlindian variasi suhu . . . . . . . . . 27

Tabel 3. Konsentrasi logam terlarut dari proses pelindian variasi suhu . 28

Tabel 4. Nilai persen ektraksi logam dari proses pelindian variasi suhu 29

Tabel 5. Residu logam proses pelindian variasi konsentrasi asam nitrat 32

Tabel 6. Konsentrasi logam terlarut dari proses pelindian variasi

konsentrasi asam nitrat . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 32

Tabel 7. Nilai persen ektraksi logam dari proses pelindian filtrat

pelindian variasi konsentrasi asam nitrat . . . . . . . . . . . 33

Tabel 8. Nilai fraksi Ni terlarut pada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90

oC . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 35

Tabel 9. Nilai fraksi Fe terlarut pada pelindian suhu 30, 50, 70 dan 90

oC . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 36

Tabel 10. Nilai konstanta sistem kontrol reaksi kimia dan difusi Ni dan

Fe . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 40

Tabel 11. Nilai koefisien korelasi (R2) sistem kontrol reaksi kimia dan

difusi Ni dan Fe . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 40

Tabel 12. Nilai ln k terhadap suhu resiprokal . . . . . . . . . . . . . . 41

vi

DAFTAR LAMPIRAN

Halaman

Lampiran 1. Larutan standar AAS . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 50

Lampiran 2. Perhitungan dalam proses pelindian . . . . . . . . . . . . . 53

Lampiran 3. Hasil Uji XRD . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 63

Lampiran 4. Hasil Uji XRF . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 99

Lampiran 5. Dokumentasi Penelitian . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 108

vii

BAB I

PENDAHULUAN

1.1 Latar Belakang

Sebagai salah satu negara yang memiliki kekayaan sumber daya alam yang

melimpah, Indonesia mempunyai kesempatan untuk mengembangkan segala po-

tensi sebagai dasar dari pembangunan yang bekelanjutan. Salah satu sumber daya

alam yang memiliki potensi tesebut adalah bijih laterit. Indonesia memiliki cada-

ngan bijih laterit mencapai 16% dari total bijih laterit dunia (Astuti et al., 2015).

Cadangan bijih tersebut terdapat di Indonesia bagian timur, seperti pulau Sulawesi,

pulau Maluku dan pulau-pulau disekitarnya (Antam, 2010).

Bijih laterit merupakan salah satu sumber utama logam nikel (Ni), selain itu

juga terdapat kandungan lain seperti besi (Fe), kobalt (Co) dan mangan (Mn).

Selain bijih laterit, bijih sumber logam Ni juga terdapat dalam bentuk bijih sulfida.

Sampai saat ini, bijih Ni sulfida masih digunakan oleh industri sebagai bahan baku

utama logam Ni meskipun total cadangan Ni dunia didominasi oleh bijih laterit,

yaitu mencapai 72% dari total cadangan Ni di dunia (Dalvi et al., 2004). Setiap

tahunnya, kebutuhan Ni dunia mengalami peningkatan yang cukup pesat. Akan

tetapi, permasalahan yang akan dihadapi di masa mendatang adalah jumlah

cadangan bijih Ni sulfida yang semakin menipis. Oleh karena itu, pemanfaatan

bijih laterit sebagai sumber bahan baku produksi logam Ni harus dilakukan. Hal

ini yang menjadi landasan dilakukannya penelitian lebih lanjut dari bijih laterit.

Ni, Fe, Co dan Mn yang terkandung dalam bijih laterit merupakan unsur yang

memiliki manfaat bagi kehidupan manusia, khusus pada unsur Fe manfaat tersebut

disebutkan dalam Al-Quran Surah Al-Hadid ayat 25,

1

Artinya: Sesungguhnya Kami telah mengutus rasul-rasul Kami dengan membawa

bukti-bukti yang nyata dan telah Kami turunkan bersama mereka Al Kitab dan

neraca supaya manusia dapat melaksanakan keadilan. Dan Kami ciptakan besi

yang padanya terdapat kekuatan yang hebat dan berbagai manfaat bagi manusia

dan Allah mengetahui siapa yang menolong agama-Nya dan rasul-rasul-Nya

padahal Allah tidak dilihatnya. Sesungguhnya Allah Maha Kuat lagi Maha Per-

kasa.

Al-Quran Surah Al-Hadid ayat 25 menyebutkan bahwa Allah subhanahu wa

taala telah menciptakan Fe yang memiliki kekuatan. bagi manusia. Fe merupakan

salah satu unsur yang digunakan dalam industri material pembuatan baja dan

otomotif. Ni, Fe, Co dan Mn pada bijih laterit merupakan bahan baku utama dalam

produksi baja tahan karat (stainless steel), alloys, katalis dan baterai (Mudd, 2010).

Pengolahan bijih laterit dapat dilakukan melalui jalur pirometalurgi dan

hidrometalurgi. Pirometalurgi merupakan proses pengolahan bijih laterit pada tem-

peratur tinggi (lebih dari 1000 oC) (Diaz, et al., 1988). Jalur pirometalurgi mem-

butuhkan energi yang besar untuk menjalankan proses peleburan serta men-

syaratkan bijih laterit dengan kadar tertentu. Disisi lain, pengolahan bijih laterit

melalui jalur hidrometalurgi hanya memanfaatkan pelarut dalam media asam

dengan temperatur rendah (kurang dari 100 oC) dan membutuhan energi yang

lebih rendah dibandingkan jalur pirometalurgi. Pengolahan jalur hidrometalurgi

juga memiliki beberapa keuntungan, salah satunya yaitu bijih laterit tidak harus

diubah kedalam bentuk konsentrat melaikan hanya dihancurkan menjadi bagian

yang lebih kecil dalam bentuk serbuk (Habashi, 1970).

2

Pengolahan bijih melalui jalur hidrometalurgi terdiri dari dua proses utama

yaitu pelindian dan presipitasi (Solihin, 2011). Pelindian merupakan proses pe-

misahan logam berharga dari bijih dengan cara melarutkan logam dengan suatu

pelarut, sedangkan presipitasi merupakan proses pengambilan logam dari filtrat

hasil pelindian (Habashi, 1970). Pada proses pelindian dalam hidrometalurgi,

pelarut yang umum digunakan berupa asam dan basa (Habasi, 1970; Liu, 2009;

Ma, 2013). Pelarut yang pernah diteliti pada pelindian bijih laterit yaitu asam

klorida yang dilakukan oleh Zhang (2015) dan asam sulfat oleh Leonardou et al.

(2004). Asam nitrat pun pernah digunakan oleh Sarojini et al. (1972) dan Ayanda

et al. (2011) sebagai pelarut pada proses pelindian bijih laterit.

Dalam penelitian ini dilakukan proses pelindian yang merupakan salah satu

proses utama dalam hidrometalurgi menggunakan asam nitrat. Asam nitrat dipilih

karena asam nitrat yang telah digunakan dalam proses pelindian dapat di daur

ulang menjadi asam nitrat kembali dengan perolehan mencapai lebih dari 95%

(Direct Nickel, 2014). Pelindian bijih laterit menggunakan asam nitrat dilakukan

pada berbagai variabel yang bertujuan untuk menentukan kondisi optimum asam

nitrat dalam mengikat logam Ni, Co, Fe dan Mn yang merupakan komponen

utama dalam bijih laterit.

1.2 Rumusan Masalah

1. Berapakah nilai suhu dan konsentrasi asam nitrat optimum terhadap

perolehan ion Ni, Fe, Co dan Mn pada proses pelindian bijih laterit?

2. Bagaimanakah kontrol kinetika dan nilai energi aktivasi Ni dan Fe pada

pelindian bijih laterit menggunakan asam nitrat?

1.3 Hipotesa Penelitian

1. Kondisi optimum didapat pada suhu 90 oC dan konsentrasi asam nitrat 8

M.

3

2. Kinetika pelindian Ni dan Fe pada bijih laterit dengan asam nitrat

menggunakan model shrinking core dan sistem kontrol reaksi secara

difusi dengan nilai energi aktivasi yang rendah.

1.4 Tujuan Penelitian

1. Menentukan kondisi suhu dan konsentrasi asam nitrat optimum pada

proses pelindian bijih laterit terhadap perolehan ion Ni, Fe, Co dan Mn.

2. Menentukan kontrol kinetika dan nilai energi aktivasi Ni dan Fe pada

pelindian bijih laterit menggunakan asam nitrat.

1.5 Manfaat Penelitian

Hasil dari penelitian ini diharapkan dapat memberikan informasi ilmiah

mengenai proses pelindian bijih laterit dalam media asam nitrat.

4

BAB II

TINJAU PUSTAKA

2.1 Bijih Laterit

Bijih laterit merupakan tanah merah yang dihasilkan dari pelapukan batuan

peridotit di daerah tropis atau sub tropis. Secara kimia, bijih laterit dicirikan dengan

adanya Ni, Fe dan SiO2. Selain Ni dan Fe, pada bijih laterit juga terkandung logam

Co, Mn, Al, Mn dan Mg (Gidigasu, 1976).

Banyaknya jenis logam yang terdapat pada bijih laterit berkaitan erat dengan

mineral yang terkandung didalamnya. Kandungan mineral utama bijih laterit yaitu

hematite (Fe2O3), goethite (FeO(OH)), quartz (SiO2) dan beberapa mineral dari

grup serpentine (Hunter et al., 2013). Mineral-mineral tersebut berasal dari batuan

peridotit yang termasuk kedalam jenis batuan ultrabasa . Batuan peridotit ini banyak

ditemukan di wilayah yang memiliki iklim tropis dan subtropis seperti Indonesia,

Filipina, New Calendonia, Australia dan Kuba (Astuti et al., 2012). Batuan ini

banyak mengandung mineral olivine, pyroxenes, magnesium silikat dan besi silikat

yang mudah mengalami proses pelapukan. Proses pelapukan ini dipengaruhi oleh

keberadaan air tanah yang kaya akan CO2 yang berasal dari udara luar dan tumbuh-

tumbuhan. Pelapukan ini akan menguraikan mineral-mineral tersebut membentuk

mineral baru dan mengalami pengendapan (Gidigasu, 1976; Watling et al., 2011).

Secara umum keberadaan bijih ini dapat ditemukan ditanah dengan kedalam

10-50 meter (Watling et al., 2011). Keberadaan bijih laterit dengan kedalaman

tersebut dibagi menjadi 2 bagian utama yaitu limonit dan saprolit (Elias, 2002).

Bijih laterit pada sisi limonit memiliki endapan warna merah hingga kecoklatan

dengan kadar logam Fe berkisar antara 20-50 % wt. Selain logam Fe, pada zona ini

juga ditemukan logam Ni dengan kadar mencapai 1,5 % wt dan Co dengan kadar

5

Gambar 1. Profil Lateri pada daerah tropis (Elias, 2002)

mencapai 0,2 % wt. Sedangkan pada sisi saprolit memiliki endapan berwarna

abu-abu hingga hijau kecoklatan. Zona ini memiliki logam Ni dengan kadar

mencapai 3 % wt dan logam Fe mencapai 25 % wt.

2.2 Pelindian

Hidrometalurgi merupakan proses pengambilan atau pemisahan logam dari

bijihnya dengan menggunakan suatu pelarut. Proses hidrometaurgi saat ini terus

berkembang dan bersaing dengan pirometalurgi. Penggunaannya secara komersial

telah diterapkan salah satunya dalam pengolahan bijih emas kadar rendah dengan

pelarut senyawa tiosulfat (S2O 2–3 ) yang membentuk senyawa kompleks dengan

emas (Au) (Aylmore et al., 2000).

Dalam hidrometalurgi, terdapat proses utama yaitu pelindian. Pelindian itu

sendiri merupakan proses ekstraksi padatan-cair dimana zat cair ini melarutkan

logam-logam yang terdapat pada bijih. Proses pelindian terdiri dari tiga tahap.

Pertama, perubahan fase dari padatan yang dilarutkan dalam pelarut untuk proses

pelindian. Kedua, difusi dari pelarut pada pori-pori padatan menuju lapisan terluar

partikel. Ketiga, perpindahan produk dari pelarut yang terkena partikel menuju

6

bagian luar pelarut atau menuju luar padatan (Coulson et al., 2002).

Dalam proses pelindian terdapat beberapa faktor yang mempengaruhi laju

pelindian yaitu konsentrasi pelarut, temperatur pelindian, ukuran bijih dan waktu

pelindian (Kumar, 2003).

2.2.1 Konsentrasi pelarut

Menurut Habashi (1970), peningkatan konsentrasi pelarut dalam proses

pelindian akan meningkatkan laju pelindian karena terjadi peningkatan tumbukan

antar molekul. Dalam proses pelindian yang dikontrol secara difusi, konsentrasi

pelarut berbanding lurus dengan laju difusi sehingga peningkatan konsentrasi

pelarut akan meningkatkan laju difusi. Sedangkan proses pelindian yang dikontrol

secara kimia, laju pelindian ditentukan oleh konsentrasi awal dan orde reaksi dari

pelarut (Sattersfield, 1987; Habashi, 1970).

2.2.2 Temperatur

Dalam proses pelindian, bertambahnya temperatur proses akan

meningkatkan laju reaksi yang terjadi (Levenspiel, 1999). Pelindian yang dikontrol

oleh reaksi kimia dicirikan dengan pengaruh temperatur yang bersifat eksponensial

sesuai dengan persamaan Arhennius dimana energi aktivasi akan menurun seiring

dengan meningkatnya laju reaksi karena suhu yang ditingkatkan, sedangkan

pengaruh temperatur pada kontrol difusi logam dari mineral menuju larutan

berbentuk linear (Solihin, 1995).

2.2.3 Ukuran bijih

Semakin halus ukuran bijih maka semakin besar luas permukaan sehingga

laju reaksi pelindian akan semakin cepat untuk berat total yang sama (Castellan,

1983). Tujuan utama pengecilan ukuran bijih, selain untuk mempercepat laju reaksi

yaitu untuk membebaskan mineral berharga dari matriksnya. Dalam hal ini, proses

7

pengecilan ukuran hingga 100 mesh (149 µm) sudah cukup untuk membebaskan

mineral berharga dari matriksnya (Ciptasari, 2012).

2.2.4 Waktu pelindian

Waktu pelindian mempengaruhi laju reaksi pelindian. Semakin lama waktu

pelindian maka kadar logam yang terlarut akan banyak. Namun laju reaksi akan

semakin lambat seiring dengan bertambahnya waktu karena semakin berkurangnya

konsentrasi pelarut (Castellan, 1983). Dalam pengolahan bijih laterit, pelindian

biasanya dilakukan dalam waktu 4 jam (MacCarthy et al., 2014).

2.3 Kinetika

Kinetika dalam bidang ilmu kimia merupakan studi untuk menganalisis

seberapa cepat suatu reaksi berlangsung (Sieniutycz, 2016). Kecepatan suatu

reaksi kimia dinyatakan sebagai laju reaksi. Secara umum reaksi kimia yang

terjadi diwakili dengan persamaan sebagai berikut,

reaktan produk

Faktor penting yang mempegaruhi suatu reaksi kimia yang terjadi yaitu suhu,

tekanan, serta konsentrasi, dari unsur atau senyawa kimia yang sedang bereaksi.

Selain faktor tersebut, keberadaan katalis dan inhibitor juga mempengaruhi laju

kinetika reaksi yang terjadi.

Laju kinetika suatu reaksi merupakan perubahan konsentrasi reaktan atau

produk terhadap waktu. Satuan dalam laju reaksi ini dinyatakan dalam mol/Ls.

Jika suatu reaksi kimia yang terjadi sebagai berikut,

A B

Maka laju reaksi dapat dinyatakan sebagai berikut,

Laju reaksi = −4A4t = +4B

4t . . . . (1)

8

Tanda minus pada persamaan 1 didefinisikan secara kuantias terjadinya

penurunan konsentrasi pada reaktan akan terjadi secara terus menerus dimana

secara bersamaan terjadi penambahan konsentrasi produk seiring dengan

berubahnya nilai waktu. Oleh karena itu laju reaksi merupakan suatu fungsi dari

konsentrasi yang dapat dinyatakan dengan persamaan berikut,

v = k[A]x . . . . (2)

dimana v merupakan laju kinetika reaksi dalam M−1 s−1, k merupakan konstanta

laju reaksi, [A] merupakan konsentrasi zat A dalam M dan x merupakan orde reaksi

zat A.

Selain konsentrasi, laju reaksi juga ditentukan oleh suhu atau temperatur.

Pengaruh suhu terhadap laju reaksi dikemukakan oleh seorang kimiawan Swedia

bernama Arrhenius kedalam suatu persamaan.

k = A e−Ea/RT . . . . (3)

Dimana k adalah konstanta laju reaksi, T adalah temperatur (K), R adalah

konstanta gas (8,314 J K−1 mol−1), Ea adalah energi aktivasi dari reaksi yang

berjalan, dan A adalah konstanta frekuensi tumbukan (faktor frekuensi). Energi

aktivasi menggunakan satuan J/mol atau kal/mol.

Persamaan Arrhenius mencakup hampir semua reaksi homogen. Jika dua

molekul yang saling bertumbukan maka memerlukan energi dengan nilai tertentu

untuk memecah ikatan kimia dari molekul tersebut dan membentuk molekul baru.

Energi tersebut dinamakan energi aktivasi. Persamaan (3) memperlihatkan apabila

dari suatu reaksi terdapat energi aktivasi yang rendah, maka reaksi tersebut

berjalan dengan cepat. Begitu juga sebaliknya, apabila suatu reaksi memiliki

energi aktivasi tinggi, maka reaksi tersebut berjalan lambat.

9

2.4 Model Shrinking Core

Reaksi antara zat padat dan zat cair pada proses pelindian menyebabkan

terjadinya perubahan ukuran pada inti partikel padatan yang bereaksi. Model

shrinking core (perubahan ukuran inti partikel) ini adalah suatu model yang

dikembangkan oleh Yagi dan Kunii pada tahun 1955 dan 1961. Levenspiel (1999)

menyatakan bahwa, terdapat reaksi antara reaktan dengan lapisan dari produk yang

dihasilkan yang disebut ash atau lapisan inert. Pada Gambar 2, reaksi berjalan dari

lapisan partikel paling luar. Reaksi berlangsung menuju lapisan dalam partikel dan

menghasilkan lapisan luar yang keras dan inert. Lapisan luar yang mengeras ini

disebut sebagai ash. Dimana lapisan luar ini diasumsikan tidak mengalami

perubahan ukuran.

Gambar 2. Model shrinking core (Levenspiel, 1999)

Dari proses penyusutan ukuran partikel (shrinkage proses) terdapat hubungan

antara fraksi mol dari partikel padatan yang bereaksi dengan lama reaksi atau waktu

pelindian. Reaksi dikontrol oleh difusi reaktan melalui lapisan yang menyelubungi

partikel diperlihatkan pada Gambar 3.

10

Gambar 3. Model shrinking core sistem kontrol difusi (Levenspiel, 1999)

Gamber 3 memperlihatkan terjadinya penurunan konsentrasi reaktan yang

berdifusi melalui lapisan partikel. Perubahan laju pada keadaan tersebut dinya-

takan pada persamaan (4).

−dNA

dt= 4πr2QA = 4πR2QAs = 4πr2

cQAc = konstan . . . . (4)

QA dalam persamaan (4) dapat disubsitusi dengan persamaan Hukum Fick

mengenai equimolar counterdiffusion,

QA = DedCA

dr. . . . (5)

Sehingga, dari persamaan (4) dan (5) didapatkan,

−dNA

dt= 4πr2De

dCA

dr

−dNA

dt∫ rc

Rdrr2 = 4πDe

∫CAc=0CAg=CAs

dCA

−dNA

dt( 1

rc− 1

R) = 4πDeCAg . . . . (6)

Kecepatan pengurangan mol A (pelarut) sama dengan kecepatan pengurangan

mol B di padatan, sehingga persamaan dapat diubah menjadi persamaan berikut,

11

t =ρBR2

6DeCAg(1−3( rc

R )2)+2( rc

R )3 . . . . (7)

rcR pada persamaan (7) dapat dikonversi kedalam persamaan berikut,

( rcR )

3 =43πr3

c43πR3

c= (

mol partikel larutmol total partikel

) = 1−Xb . . . . (8)

Sehingga, dari persamaan (7) dan (8) didapatkan persamaan,

t =ρBR2

6bDeCAg(1−3(1−Xb)

23 +2(1−Xb)) . . . . (9)

6bDeCAg

ρBR2 pada persamaan (9) merupakan k, maka dapat diubah menjadi

persamaan berikut,

kt = 1−3(1−Xb)23 +2(1−Xb) . . . . (10)

Persamaan (10) merupakan persamaan sistem kontrol difusi melalui lapisan

inti. Selain sistem kontrol reaksi difusi melalui lapisan inti, terdapat sistem kontrol

reaksi secara kimia pada model shrinking core. Model shrinking core sistem kontrol

kimia diperlihatkan pada Gambar 4.

Gambar 4. Model shrinking core sistem kontrol kimia (Levenspiel, 1999)

12

Gambar 4 memperlihatkan keadaan konsentrasi reaktan pada sistem kontrol

kimia. Perubahan laju yang terjadi pada Gambar 4 dinyatakan pada persamaan (11).

− 14πr2

c

dNA

dt=− b

4πr2c

dNA

dt= bk

′CAg . . . . (11)

k′

pada persamaan (11) merupakan konstanta laju. Persamaan tersebut dapat

diubah kedalam bentuk persamaan berikut,

− 14πr2

cρB4πr2

cdrC

dt=−ρB

drC

dt= bk

′CAg

−ρB∫ r

R drc = bk′CAg

∫ t0 dt

t =ρBR

bk′CAg(R− rc) . . . . (12)

bk′CAg

ρBRmerupakan k, maka persamaan (12) dapat diubah kedalam bentuk

persamaan berikut,

kt = 1− (1−Xb)13 . . . . (13)

Persamaan (13) merupakan persamaan sistem kontrol kimia. Megawati et al.

(2009) dan Senanayake et al. (2011) menggunakan persamaan (10) dan (13) untuk

menentukan model kinetika pada penelitian yang dilakukannya.

2.5 X-ray Diffraction (XRD)

XRD merupakan instrumen yang digunakan untuk mengidentifikasi material

kristalit dengan menggunakan sinar-X. Selain itu, juga dimanfaatkan untuk

mengetahui rincian lain seperti susunan berbagai jenis atom dalam kristal,

kehadiran cacat, orientasi, dan cacat kristal (Smallman et al., 2000). Tahapan kerja

XRD terdiri dari empat tahap, yaitu: produksi sinar-x, difraksi sinar-x oleh sampel,

deteksi sinar-x yang terdifraksi dan interpretasi data. Untuk dapat melakukan

fungsinya, XRD dilengkapi oleh komponen-komponen penting seperti tabung

sinar-X, monokromator, detektor dan perangkat pendukung lainnya.

13

Gambar 5. Skema kerja XRD (http://hyperphysics.phy-astr.gsu.edu/)

Sumber sinar-X pada Gambar 5 berasal dari tabung sinar-x, dimana elektron

yang dihasilkan ketika filamen (katoda) dipanaskan akan dipercepat akibat

perbedaan tegangan antara filamen (katoda) dan logam target (anoda) sehingga

terjadi tumbukan dengan logam target. Logam target yang digunakan berupa

tembaga (Cu). Tumbukan antara elektron yang dipercepat tersebut dengan logam

target akan menghasilkan radiasi sinar-X yang akan keluar dari tabung sinar-X.

Radiasi sinar-X yang telah dihasilkan oleh tabung sinar-X akan berinteraksi

dengan material sampel yang diuji. Material yang akan dianalisis struktur

kristalnya harus berada dalam fasa padat karena dalam kondisi tersebut kedudukan

atom-atomnya berada dalam susunan yang sangat teratur sehingga membentuk

bidang-bidang kristal. Ketika suatu berkas sinar-X diarahkan pada bidang-bidang

kristal tersebut, maka akan timbul pola-pola difraksi ketika sinar-X melewati

celah-celah kecil di antara bidang-bidang kristal tersebut. Pola-pola difraksi

tersebut sebenarnya menyerupai pola gelap dan terang. Pola gelap terbentuk ketika

terjadi interferensi destruktif, sedangkan pola terang terbentuk ketika terjadi

interferensi konstruktif dari pantulan gelombang-gelombang sinar-X yang saling

bertemu. Interferensi konstruktif tersebut terjadi sesuai dengan Hukum Bragg

berikut ini,

n.λ = 2.d sin θ . . . . (14)

14

dimana n adalah urutan difraksi, λ adalah panjang gelombang sinar-X, d adalah

jarak antar bidang kristal dan θ adalah sudut difraksi.

Interferensi konstruktif radiasi sinar-X hasil difraksi struktur kristal material

yang diuji selanjutnya akan dideteksi oleh detektor (GaAs atau HgI2) (Owens,

2012). Selanjutnya akan diperkuat gelombangnya dengan menggunakan amplifier.

Lalu interferensi konstruktif radiasi sinar-X tersebut akan terbaca secara

spektroskopi sebagai puncak-puncak grafik yang ditampilkan oleh layer komputer.

Dengan menganalisis puncak-puncak grafik tersebut struktur kristal suatu material

dapat diketahui

2.6 X-ray fluorescence (XRF)

XRF merupakan spektrometri atom yang didasari pengukuran energi dan

intensitas sinar-X suatu unsur dalam cuplikan hasil eksitasi sumber sinar-X. XRF

digunakan untuk mengidentifikasi jenis dan kadar usur yang terdapat pada

cuplikan yang diuji (Muler, 1972). Pengukuran kada unsur suatu material meng-

gunakan XRF tidak merusak bahan yang di analisis baik dari segi fisik maupun

kimiawi sehigga material tersebut dapat digunakan untuk analisis menggunakan

alat selain XRF.

Mekanisme kerja XRF secara umun menggunakan sinar-X yang berasal dari

tabung pembangkint sinar-X yang mengenai cuplikan yang menyebabkan

tereksitasinya atom yang berada pada cuplikan. Atom yang tereksitasi, kembali

kekondisi awal dengan memancarkan energi yang memiliki karakteristik tertentu

yang ditangkap oleh detektor yang akan menimbulkan energi listrik yang lemah.

Energi ini diperkuat menggunakan alat penguat sinyal (amplifier) lalu disalurkan

pada penganalisis saluran ganda. Energi yang yang memiliki karakteristik tertentu

ini dapat dilihat dan disesuaikan dengan tabel energi sehingga dapat diketahui

unsur dan kadar pada cuplikan yang dianalisis (Iswani, 1983).

15

Gambar 6. Skema umum instrumentasi XRF (Shackley, 2011)

Skema umum instrumen XRF ditampilkan pada Gambar 6. XRF tersusun

dari tiga komponen utama yaitu sumber sinar-X, detektor dan unit pengolah data.

Sumber sinar-X yang digunakan berasal dari radioisotop terntentu yang dapat

digunakan untuk mengeksitasi elektron cuplikan sehingga menghasilkan sinar-X

yang memiliki karakteristik tertentu. Radioisotop yang dapat digunakan adalah

241Am, 109Cd dan 155Eu (Jenkins, 1999). Sumber radioisotop ini diselubungi oleh

pelindung radiasi yang bebahan timbal agar radiasinya tidak mencemari

lingkungan disekitarnya. Saat ini sumber sinar-X yang digunakan menggunkan

logam Rh, W, Ag, Au atau Mo yang diposisikan sebagai anoda pada tabung

pembangkit sinar-X. Agar sinar-X dapat dihasilkan, dibutuhkan energi litrik

dengan tegangan 15-100 kV dan arus 1-200 uA (Jenkins, 1999). Penggunaan

energi listrik dengan tegangan tinggi untuk menghasilkan sinar-X pada XRF

memiliki keunggulan dibandingkan menggunakan material radioisotop. Penggu-

naan energi listrik tegangan tinggi ini dapat menghasilkan sinar-X dengan nilai

energi tertentu yang dapat diubah dengan mudah sesuai dengan kebutuhan dan

memiliki kesetabilan tinggi sebagai sumber sinar-X dibandingkan menggunakan

material radioisotop. Detektor yang digunakan pada XRF terdapat beberapa jenis

16

yaitu Si(Li), Si(PIN) dan HgI2. Secara umum ketiga jenis detektor tersebut me-

miliki prinsip kerja yang sama yaitu akan menimbulkan energi listrik dengan

besaran nilai tertentu yang dipengaruhi paparan sinar-X. Energi listrik ini dari

detektor ini dikirimkan kepada bagian unit pengolah data, sehingga unsur yang ada

pada cuplikan dapat dianalisis (Potts et al., 2008).

Teknik analisi menggunakan XRF banyak digunakan karena cepat, memiliki

ketelitian tinggi serta tidak merusak bahan yang akan dianalisis. Cuplikan yang

digunakan pada XRF dapat berupa cair maupun padat. Metode analisis pada XRF

menggunakan metode kalibrasi standar yang pada prinsipnya garis spektra unsur di

dalam cuplikan diinterpolasikan kedalam kurva kalibrasi standar yang dibuat

terhadap konsentrasi standar.

2.7 Atomic Absorption Spectrophotometry (AAS)

AAS merupakan alat yang digunakan pada metode analisis untuk penentuan

unsur-unsur logam dan metalloid berdasarkan penyerapan cahaya dengan panjang

gelombang tertentu oleh atom logam dalam keadaan bebas (Cantle, 1982). Apabila

cahaya dengan panjang gelombang tertentu dilewatkan pada analit yang

mengandung atom-atom bebas maka sebagian cahaya tersebut akan diserap dan

intensitas penyerapan akan berbanding lurus dengan banyaknya atom bebas logam

yang berada pada analit. Hubungan antara absorbansi dengan konsentrasi di-

turunkan dari:

1. Hukum Lambert: Bila suatu sumber sinar monokromatik melewati medium

transparan, maka intensitas sinar yang diteruskan berkurang dengan

bertambahnya ketebalan medium yang mengabsorpsi.

2. Hukum Beer: Intensitas sinar yang diteruskan berkurang secara eksponensial

dengan bertambahnya konsentrasi spesi yang menyerap sinar tersebut.

17

It = Io.e−(ebc) . . . . (15)

Persamaan (15) dapat diuban dalam bentuk persamaan berikut,

A =−ln ItIo= ebc . . . . (16)

Dimana :

Io = Intensitas sumber sinar.

It = Intensitas sinar yang diteruskan.

e = Absortivitas molar.

b = Panjang medium.

c = Konsentrasi atom-atom yang menyerap sinar.

A = Absorbansi.

Persamaan (16) di atas menunjukan bahwa absorbansi cahaya berbanding lurus

dengan konsentrasi atom. Skema umum komponen pada alat AAS ditampilkan

pada Gambar 7.

Gambar 7. Skema umum komponen pada alat AAS (Cantle, 1982)

AAS memiliki komponen utama yaitu sumber cahaya, sistem pengkabutan

(atomizer), monokromator dan detektor (Cantle, 1982). Sumber cahaya yang

digunakan pada alat AAS memiliki range pada panjang gelombang 200-300 nm

(Skoog et al., 2013). Sumber cahaya ini berasal dari hollow-cathode lamp yang

memiliki panjang gelombang spesifik tergantung dari jenis unsur katoda lampu

18

yang dugunakan. Hollow-cathode lamp berbentuk tabung dengan katoda berupa

logam dengan kemurnian tinggi. Tabung ini berisi gas inert (Ne) pada tekanan

rendah. Sistem pengkabutan merupakan bagian yang berfungsi mengubah larutan

kedalam dalam bentuk butiran-butiran partikel yang sangat kecil (Angino et al.,

1972). Butiran partikel halus ini kemudian dialirkan ke dalam nyala api dengan

bantuan gas (C2H2 atau N2O) yang berfungsi sebagai bahan bakar. Analit dalam

bentuk partikel halus ini akan terdekomposisi menjadi atom-atom. Atom dalam

keadaan dasar ini dapat menyerap energi dari sinar yang dipancarkan oleh

hollow-cathode lamp dan akan berapa pada keadaan tereksitasi. Sinar yang tidak

diserap oleh atom akan diteruskan dan dipancarkan pada detektor melalui

monokromator kemudian diubah menjadi sinyal yang terukur.

Metode analisi menggunakan AAS terdapat dalam 3 cara yaitu metode

standar tunggal, metode kurva kalibrasi dan metode adisi standar (Cantle, 1982).

Ketiga metode tersebut menggunakan larutan standar sebagai pembanding. Pada

metode standar tunggal, hanya digunakan satu larutan standar yang telah diketahui

konsentrasinya. Nilai absorbansi larutan sampel yang diperoleh dari AAS

dibandingkan secara langsung terhadap nilai absorbansi larutan standar, sehingga

konsentrasi larutan sampel dapat diketahui. Metode menggunakan kurva kalibarasi

menggunakan suatu seri larutan standar. Nilai konsentrasi dan absorbansi larutan

santar ini dibuat grafik dan dihitung persamman linear. Persamaan linear ini

digunakan untuk menghitung konsentrasi sampel berdasarkan nilai absorbansi

yang didapatkan. Metode adisi standar dipakai secara luas karena mampu

meminimalkan kesalahan yang disebabkan oleh perbedaan kondisi lingkungan

(matriks) sampel dan standar. Dalam metode ini dua atau lebih sejumlah volume

tertentu diukur absorbansinya tanpa ditambah larutan standar,sedangkan larutan

yang lain ditambah terlebih dahulu dengan sejumlah larutan standar tertentu dan

diencerkan seperti pada larutan yang pertama.

19

BAB III

METODE PENELITIAN

Penelitian pelindian bijih laterit dilakukan menggunakan asam nitrat dengan

variasi suhu, konsentrasi pelarut dan kinetika pelindian. Skema penelitian dapat

dilihat pada Gambar 8.

Bijih laterit

Penggerusan

Serbuk laterit

Pengayakan(100 mesh)

Serbuk laterit(100 mesh)

Karakterisasi bijih(XRD dan XRF)

PelindianVariabel:

SuhuKonsentrasi asam nitrat

Kinetika pelindian

Penyaring

Filtrat pelindian Residu pelindian

Analisa filtrat(AAS)

Analisa residu(XRD dan XRF)

Gambar 8. Diagram alir penelitian

20

3.1 Alat dan Bahan

Peralatan yang digunakan terdiri atas neraca analitik, crusher, sieve shaker,

ayakan 100 mesh, pemanas dengan pengaduk magnetik, XRD Shimadzu 7000, XRF

Thermo Niton Xl3t dan AAS Shimadzu AA-7000. Bahan-bahan yang digunakan

yaitu bijih laterit berasal dari daerah Pomala Sulawesi Tenggara, larutan standar Ni

1000 ppm 119792-Merck Millipore , larutan standar Fe 1000 ppm 119781-Merck

Millipore, larutan standar Co 119785-Merck Millipore, larutan standar Mn 1000

ppm 119789-Merck Millipore dan asam nitrat 65 % 100456-Merck Millipore.

3.2 Prosedur Kerja

3.2.1 Preparasi Sampel

Sampel bijih laterit berupa bongkahan batuan terlebih dahulu ditumbuk

secara mekanik kedalam crusher hingga dihasilkan serbuk (powder) laterit. Bijih

laterit dalam bentuk serbuk selanjutnya dilakukan pengayakan menggunakan

vibrating sieve shaker dengan ukuran 100 mesh (149 µm). Serbuk laterit dengan

ukuran 100 mesh ini digunakan dalam pelindian variasi suhu, konsentrasi dan

kinetika pelindian serta dikaraterisasi menggunakan intrumen XRD dan XRF.

3.2.2 Pelindian Variasi Suhu

Pelindian pada variasi suhu dilakukan menggunakan larutan pelindi asam

nitrat sebanyak 150 mL dengan konsentrasi 5,28 M untuk setiap variasi suhu

pelindian. Nilai variasi suhu pelindian yang digunakan yaitu 30, 50, 70 dan 90 oC.

Larutan asam nitrat kemudian dipanaskan menggunakan hot plate hingga

mencapai nilai suhu pelindian. Serbuk laterit seberat 15 gram kemudian

ditambahkan ke dalam asam nitrat. Proses pelindian dilakukan selama 240 menit

serta dilakukan pengadukan menggunakan pengaduk magnetik dengan kecepatan

putaran 250 rpm. Setelah proses pelindian berakhir, dilakukan penyaringan untuk

memisahkan filtrat dan residu hasil pelindian.

21

3.2.3 Pelindian Variasi Konsentrasi Asam Nitrat

Pelindian pada variasi konsentrasi asam nitrat dilakukan menggunakan

larutan pelindi asam nitrat sebanyak 150 mL untuk masing-masing konsentrasi

dengan nilai 2,28; 3,2; 5,28 dan 8 M. Larutan asam nitrat kemudian dipanaskan

menggunakan hot plate hingga mencapai nilai suhu pelindian sebesar 90 oC.

Serbuk laterit seberat 15 gram kemudian ditambahkan ke dalam asam nitrat.

Proses pelindian dilakukan selama 240 menit serta dilakukan pengadukan

menggunakan pengaduk magnetik dengan kecepatan putaran 250 rpm. Setelah

proses pelindian berakhir, dilakukan penyaringan untuk memisahkan filtrat dan

residu hasil pelindian.

3.2.4 Kinetika Pelindian

Pelindian dilakukan menggunakan larutan pelindi asam nitrat sebanyak 150

mL dengan konsentrasi 5,28 M untuk setiap variasi suhu pelindian. Nilai variasi

suhu pelindian yang digunakan yaitu 30, 50, 70 dan 90 oC. Larutan asam nitrat

kemudian dipanaskan menggunakan hot plate hingga mencapai nilai suhu

pelindian. Serbuk laterit seberat 1 gram kemudian ditambahkan ke dalam asam

nitrat. Proses pelindian dilakukan pengadukan menggunakan pengaduk magnetik

dengan kecepatan putaran 250 rpm. Selama proses pelindian berlangsung, dipipet

sebanyak 2 mL filtrat pada interval waktu 1, 3, 5, 10, 20, 30, 60, 120 dan 240 menit

dan dimasukkan ke dalam tabung reaksi.

3.3 Karakterisasi Sampel

3.3.1 XRD (Herdianita et al., 1999)

Sampel yang akan dikarakterisasi menggunakan XRD yaitu bijih laterit dan

residu pelindian bijih laterit. Sampel dimasukkan kedalam cetakan alumunium yang

merupakan cetakan standar untuk analisis XRD berukuran 20 x 10 mm dan tebal

1 mm. Pengukuran pola difraksi dilakukan pada kondisi pengoprasian tengangan

22

sebesar 40 kV, rapatan arus 30 mA, kecepatan 0,02oθ /detik dengan menggunakan

radiasi Cu-Kα . Hasil pola difraksi dianalisis menggunakan perangkat lunak Match!

Versi 3 sehingga didapat kandungan mineral-mineral kristalit pada bijih laterit dan

residu pelindian bijih laterit.

3.3.2 XRF (Patty et al., 2013)

Sampel yang akan dikarakterisasi menggunakan XRF yaitu bijih laterit dan

residu pelindian bijih laterit. Sampel seberat 1-2 gram dimasukkan kedalam cup

sampel dan ditutup rapat. Selanjutnya sampel dimasukkan kedalam pelindung alat

XRF dan dilakukan pengujian. Hasil dari pengujian ini berupa komposisi unsur-

unsur yang terdapat pada sampel bijih laterit dan residu hasil pelindian.

3.3.3 AAS (Tier et al., 2007)

Analisis menggukanan AAS digunakan metode larutan standar. Sampel yang

akan dikarakterisasi menggunakan AAS berupa filtrat hasil pelidian dan kinetika

pelindian bijih laterit. Sampel sebanyak 2 mL dimasukkan kedalam tabung uji dan

diletakkan pada auto sampler AAS. Tabung Hollow Cathode Lamp Ni, Fe, Co dan

Mn yang telah dimasukkan kedalam AAS diposisikan dalam keadaan menyala

sesuai dengan unsur yang akan diuji dan dimulai proses pengujia terhadap sampel.

Hasil dari pengujian ini berupa kadar logam terlarut yang terdapat pada filtrat

sampel hasil pelindian dan kinetika pelindian.

23

BAB IV

HASIL DAN PEMBAHASAN

4.1 Karakterisasi Bijih Laterit

Sebelum dilakukan pelindian dan kinetika pelindian, bijih laterit

dikarakterisasi terlebih dahulu menggunakan alat XRD dan XRF sebagai data

acuan awal. Pola difraksi bijih laterit yang dikarakterisasi dengan XRD di-

tampilkan pada Gambar 9.

Gambar 9. Pola XRD bijih laterit

Hasil analisis pola XRD pada Gambar 6 diketahui bahwa pada bijih laterit

terdapat mineral antigorite (Mg3Si2O5(OH)4) ICDD No. 96-901-6234, goethite

(FeO(OH)) ICDD No. 96-100-8768, hematite (Fe2O3) ICDD No. 99-200-0025

dan quartz (SiO2) ICDD No. 96-500-0036 yang ditunjukan oleh masing-masing

puncaknya. Puncak (peak) pada gambar 6 tersebut menandakan mineral-mineral

tersebut dalam bentuk kristalin. Menurut O’Connor et al, (2006) bijih laterit

tersusun atas sebagian besar goethite dan hematite dalam bentuk kristalin.

Kandungan unsur pada bijih laterit ditampilkan pada Tabel 1.

24

Komposisi unsur pembentuk bijih laterit pada Tabel 1 menunjukkan bahwa

tidak hanya dibentuk oleh unsur Ni dan Fe, tetapi juga terdapat unsur Co, Mn serta

unsur lainnya. Kadar Fe, Ni, Mn dan Co dengan kadar masing-masing 30,111;

3,297; 0,556 dan 0,149 %.

Tabel 1. Kadar unsur bijih laterit

Unsur Kadar (%)

Mo 0,003

Pb 0,004

Zn 0,0039

Ni 3,297

Fe 30,111

Mn 0,556

Co 0,149

Cd 0,114

Ag 0,161

Pd 0,061

Ca 0,198

Keberadaan unsur Fe yang dominan teridentifikasi berasal dari mineral

goethite dan hematite (Astuti et al., 2015). Keberadaan unsur Ni, Co dan Mn pada

tabel 1 tidak teridentifikasi pada pola XRD pada gambar 6 dikarenakan unsur

tersebut terdistribusi pada mineral goethite dan antigorite (Senanayake et al.,

2011). Mineral goethite, hematite dan antigorite yang terdapat pada bijih laterit

membuktikan bahwa bijih laterit merupakan salah satu bijih yang kompleks dan

termasuk kedalam jenis bijih oksida (Olli et al., 1995).

25

4.2 Pelindian dengan Variasi Suhu

Pelindian bijih laterit menggunakan asam nitrat konsentrasi 5,28 M dengan

variasi suhu 30, 50, 70 dan 90 oC. Analisis pola XRD residu proses pelindian variasi

suhu ditampilkan pada Gambar 7.

Gambar 10. Pola XRD residu proes pelindian variasi suhu bijih laterit

Gambar 10 menunjukan terjadinya perubahan intensitas mineral antigorite,

goethite, hematite dan quartz pada pola XRD residu pelindian bijih laterit jika

dibandingkan dengan pola XRD bijih laterit sebelum mengalami pelindian. Pola

XRD mineral antigorite pada sudut difraksi 12,78 o2θ mengalami penurunan

intensitas sebesar 308 dan 494 pada suhu pelindian 30 dan 50 oC dibandingkan

dengan intensitas pola XRD bijih laterit sebelum pelindian. Pada suhu 70 dan 90

oC, mineral antigorite sudah tidak teridentifikasi. Penurunan intensitas pola XRD

juga terjadi pada mineral goethite dan hematite yang merupakan sumber Fe pada

bijih laterit seiring dengan peningkatan suhu proses pelindian pada sudut difraksi

26

36,66 dan 35,84 o2θ . Penurunan nilai intensitas pola XRD kedua mineral tersebut

terjadi hingga suhu 90 oC dan masih dapat diidentifikasi.

Penurunan intensitas mineral pada pola XRD terjadi karena kandungan

logam pada mineral tersebut bereaksi dengan asam nitrat membentuk garam nitrat

yang larut dalam kondisi asam. Hal ini disebabkan terdekomposisinya mineral

secara bertahap sehingga mengalami penurunan intensitas pada pola XRD. Namun

pada mineral quartz terjadi peningkatan intensitas dari suhu 30 hingga 90 oC, hal

ini menunjukan bahwa quartz sukar bereaksi dengan asam nitrat sehingga ketika

mineral lain terdekomposisi maka kadar quartz meningkat. Pelindian mineral

golongan serpentine seperti antigorite dan lizardite tidak hanya akan melepaskan

Ni, Co dan Mn dalam jumlah signifikan tetapi juga menghasilkan produk berupa

SiO2 dalam bentuk padatan yang sukar larut dalam asam nitrat (Fan et al., 2013;

Pietrikova et al., 2005). Meningkatnya suhu dalam proses pelindian menggunakan

asam nitrat cenderung tidak meningkatkan nilai kelarutan SiO2 secara signifikan

sehingga SiO2 tetap dalam fasa padat (Elmer et al., 1958).

Tabel 2. Residu logam proses penlindian variasi suhu

Suhu (oC)Residu logam (%)

Ni Co Fe Mn

30 1,425 0,078 26,547 0,434

50 1,344 0,12 31,147 0,32

70 1,041 0,089 22,507 0,219

90 1,054 0,07 19,053 0,24

Kadar residu logam Ni, Co, Fe dan Mn pada proses pelindian dengan variasi

suhu ditampilkan pada Tabel 2. Terjadi penurunan konsentrasi logam Ni, Co, Fe

dan Mn pada residu pelindian bijih laterit ditandai dengan naiknya suhu pelindian.

Kadar residu logam Ni dan Mn mengalami penurunan konsentrasi dari suhu 30 oC

27

hingga suhu 70 oC dengan nilai 1,041 dan 0,219 % lalu mengalami peningkatan

sebesar 0,013 dan 0,021 % pada suhu 90 oC. Kadar residu logam Co dan Fe pada

suhu 30 oC sebesar 0,078 dan 26,547 % kemudian mengalami peningkatan

konsentrasi residu menjadi 0,12 dan 31,147 % pada suhu 50 oC dan mengalami

penurunan kembali dengan meningkatnya suhu pelindian hingga suhu 90 oC.

Tabel 3. Konsentrasi logam terlarut dari proses pelindian variasi suhu

Suhu (oC)Logam (ppm)

Ni (x103) Co (x102) Fe (x104) Mn (x102)

30 1,38 0,29 0,45 0,85

50 1,79 0,63 0,71 2,37

70 1,89 0,65 1,07 2,44

90 1,63 0,52 1,53 2,52

Tabel 3 memperlihatkan pengaruh kenaikan suhu pada proses pelindian

terhadap perolehan logam Ni, Co, Fe dan Mn terlarut (ppm). Konsentrasi logam

Ni, Co, Fe dan Mn pada filtrat mengalami peningkatan dengan meningkatnya suhu

proses pelindian. Pada logam Fe dan Mn diperoleh konsentrasi tertinggi dengan

nilai 1,53 x 104 dan 2,52 x 102 ppm pada suhu 90 oC, sedangkan pada logam Ni

dan Co perolehan konsentrasi tertinggi diperoleh pada suhu pelindian 70 oC

dengan nilai 1,89 x 103 dan 0,65 x 102 ppm.

Konsentrasi logam terlarut dalam bentuk persen ektraksi ditampilkan pada

Tabel 4. Tabel 4 memperlihatkan peningkatan nilai persen ekstraksi logam Ni, Co,

Fe dan Mn seiring meningkatnya penggunan suhu pada proses pelindian.

Peningkatan nilai persen ekstraksi pada logam Fe dan Mn terjadi dari suhu 30

hingga 90 oC, sedangkan pada logam Ni dan Co peningkatan terjadi dari suhu 30

hingga 70 oC. Pada suhu 90 oC logam Ni dan Co mengalami penurunan nilai

persen ekstraksi sebesar 7,97 dan 8,82 %.

28

Tabel 4. Nilai persen ektraksi logam dari proses pelindian variasi suhu

Suhu (oC)Logam (%)

Ni Co Fe Mn

30 41,85 19,97 14,96 15,31

50 54,52 42,47 23,78 42,72

70 57,60 44,01 35,72 44,02

90 49,63 35,19 51,08 45,49

Penurunan ini berkaitan dengan terdistribusi Ni, Co dan Mn pada mineral

antigorite dan goethite dalam bijih laterit. Pelindian bijih laterit pada suhu diatas

70 oC membuat asam nitrat cenderung selektif mengekstraksi logam Mg pada

mineral antigorite. Pada saat yang bersamaan, asam nitrat juga melarutkan Fe pada

mineral goethite dan hematite yang membuat struktur kristal mineral tersebut rusak

dan membebaskan Ni, Co dan Mn yang terdistribusi pada mineral tersebut (Tier et

al., 2007).

Kenaikan suhu pada proses pelindian bijih laterit menggunakan asam nitrat

cenderung meningkatkan nilai persen ektraksi. Semakin tinggi suhu proses pe-

lindian menyebabkan meningkatnya pergerakan atom atau melekul. Pergerakan

atom atau molekul yang semakin tinggi akan meningkatkan kemungkinan

terjadinya tumbukan pada proses pelindian. Peningkatan suhu dalam proses

pelindian akan meningkatkan konstanta reaksi pelindian serta konstanta reaksi

difusi pada reaksi reaksi heterogen (Atkins et al., 2010; Kumar, 2003). Perolehan

nilai persen ekstraksi optimum pelindian bijih laterit pada logam Ni dan Co

didapat pada suhu 70 oC serta logam Fe dan Mn pada suhu 90 oC. Nilai persen

ekstraksi logam Ni, Co, Fe dan Mn pada kondisi suhu optimum masing-masing

sebesar 57,6; 44,01; 51,08 dan 45,49 %.

29

4.3 Pelindian dengan Variasi Konsentrasi

Pelindian bijih laterit dengan menggunakan asam nitrat sebagai pelarut

dikondisikan menjadi empat variabel konsentrasi yaitu 2,28; 3,2; 5,28 dan 8 M

pada suhu 90 oC. Analisis pola XRD residu proses pelindian variasi konsentrasi

ditampilkan pada Gambar 11.

Gambar 11. Pola XRD residu laterit proses pelindian dengan variasi konsentrasiasam nitrat

Intensitas mineral antigorite, goethite, hematite dan quartz yang

teridentifikasi pada residu pelindian bijih laterit variasi konsentrasi mengalami

perubahan jika dibandingkan dengan pola XRD bijih laterit sebelum mengalami

pelindian. Mineral antigorite, goethite dan hematite mengalami penurunan in-

tensitas dengan meningkatnya konsentrasi asam nitrat yang digunakan. Penurunan

tersebut menandakan terjadinya interaksi antara mineral dengan asam nitrat

membentuk garam nitrat.

30

Reaksi kimia antara asam nitrat dengan mineral antigorite, goethite dan

hematite dirangkum dalam persamaan 17, 18 dan 19 (Senanayake et al., 2011; Tier

et al., 2007).

Mg3Si2O5(OH)4(s) + 6 HNO3(aq) 3 Mg2+ + 6 NO –3 + 2 SiO2(s) + 5 H2O(l) (17)

FeO(OH)(s) + 3 HNO3(aq) Fe3+ + 3 NO –3 + 2 H2O(l) . . . . (18)

Fe2O3(s) + 6 HNO3(aq) 2 Fe3+ + 6 NO –3 + 3 H2O(l) . . . . (19)

Terdistribusinya logam Ni, Co dan Mn pada mineral antigorite, goethite dan

hematite membuat pelarutan mineral tersebut membebaskan Ni, Co dan Mn yang

terperangkap. Hal ini menyebabkan asam nitrat dapat bereaksi dengan Ni, Co dan

Mn membentuk garam nitrat yang larut dalam suasana asam. Reaksi pelindian

logam Ni, Co dan Mn dirangkum dalam persamaan 20, 21 dan 22 (Fathoni et al.,

2015).

NiO(s) + 2 HNO3(aq) Ni2+ + 2 NO –3 + H2O(l) . . . . (20)

CoO(s) + 2 HNO3(aq) Co2+ + 2 NO –3 + H2O(l) . . . . (21)

MnO(s) + 2 HNO3(aq) Mn2+ + 2 NO –3 + H2O(l) . . . . (22)

Senyawa SiO2 merupakan senyawa yang memiliki nilai kelarutan yang rendah

dan sukar bereaksi dengan asam (kecuali HF) (Krysztafkiewicz et al., 1996; Elmer

et al., 1958). Pada kondisi suhu pelindian yang tetap, nilai kelarutan SiO2 dalam

asam nitrat mengalami penurunan dengan meningkatnya konsentrasi asam nitrat

yang digunakan (Elmer et al., 1958). Kadar logam pada residu pelindian variasi

konsentrasi asam nitrat ditampilkan pada Tabel 5.

Tabel 5 memperlihatkan pelindian menggunaan asam nitrat 2,28 M

menghasilkan residu logam Ni, Co, Fe dan Mn sebanyak 1,208; 0,104; 31,213 dan

0,276 %. Asam nitrat dengan konsentrasi 8 M menghasilkan residu logam Ni, Co,

Fe dan Mn sebanyak 0,249; 0,059; 11,395 dan 0,159 %. Kadar residu tersebut

turun dengan meningkatnya konsentrasi asam nitrat yang digunakan. Penurunan

31

kadar ini juga ditandai menurunnya intensitas mineral antigorite, goethite dan

hematite pada Gambar 11.

Tabel 5. Residu logam proses pelindian variasi konsentrasi asam nitrat

Asam nitrat (M)Residu logam (%)

Ni Co Fe Mn

2,28 1,208 0,104 31,213 0,276

3,2 1,121 0,074 22,915 0,248

5,28 1,054 0,07 19,053 0,24

8 0,249 0,059 11,395 0,159

Kadar residu logam tertinggi didapat pada pelindian menggunakan asam nitrat

dengan konsentrasi 2,28 M dan kadar residu terendah didapat pada penggunaan

asam nitrat dengan konsentrasi 8 M. Penurunan kadar logam pada residu proses

pelindian menandakan adanya peningkatan nilai logam yang terlarut pada filtrat

proses pelindian (Ayanda et al., 2011). Nilai konsentasi logam terlarut pada filtrat

diperlihatkan pada Tabel 6.

Tabel 6. Konsentrasi logam terlarut dari proses pelindian variasi konsentrasi asamnitrat

Asam nitrat (M)Logam (ppm)

Ni (x103) Co (x102) Fe (x104) Mn (x102)

2,28 1,36 0,50 0,84 1,90

3,2 1,46 0,51 1,03 2,08

5,28 1,63 0,52 1,53 2,52

8 1,93 0,59 1,72 3,05

Tabel 6 memperlihatkan bahwa terjadi peningkatan konsentrasi logam Ni, Co,

Fe dan Mn yang terlarut pada filtrat seiring meningkatnya konsentrasi asam nitrat

32

pada proses pelindian. Kondisi konsentrasi logam terlarut dengan nilai terendah

diperoleh menggunakan asam nitrat 2,28 M untuk keempat logam tersebut. Nilai

tertinggi logam Ni, Co, Fe dan Mn terlarut didapat pada penggunaan asam nitrat

konsentrasi 8 M dengan nilai masing-masing 1,93 x 103; 0,59 x 102; 1,72 x 104 dan

3,05 x 102 ppm. Perolehan nilai persen ektraksi logam pada fitrat dari pelindian

variasi konsentrasi ditampilkan pada Tabel 7.

Tabel 7. Nilai persen ektraksi logam dari proses pelindian filtrat pelindian variasikonsentrasi asam nitrat

Asam nitrat (M)Logam (%)

Ni Co Fe Mn

2,28 41,26 33,88 28,03 34,26

3,2 44,47 34,32 34,24 37,45

5,3 49,63 35,19 51,08 45,49

8 58,58 39,95 57,42 54,99

Pada Tabel 7 memperlihatkan peningkatan nilai persen ekstraksi logam dari

penggunaan asam nitrat 2,28 M hingga 8 M. Pada logam Ni, Co dan Mn terjadi

kenaikan nilai persen ekstraksi secara signifikan dari konsentrasi asam nitrat 5,3 M

ke konsentrasi asam nitrat 8 M dengan nilai kenaikan sebesar 8,95; 4,76 dan 9,5 %.

Logam Fe mengalami kenaikan nilai persen ekstraksi yang signifikan pada

konsentrasi asam nitrat 3,2 M ke konsentrasi asam nitrat 5,3 M dengan nilai

kenaikan sebesar 16,84 %. Nilai persen ektraksi tertinggi diperoleh pada peng-

gunaan asam nitrat koensentrasi 8 M.

Hasil diatas memperlihatkan bahwa meningkatnya konsentrasi asam nitrat

mempengaruhi proses pelindian bijih laterit yang ditandai dengan meningkatnya

konsentrasi logam terlarut pada filtrat dan menurunnya kadar logam pada residu

(Ayanda et al., 2011). Hal ini disebabkan dengan meningkatnya konsentrasi asam

33

nitrat maka kemungkinan tumbukan yang terjadi dalam proses pelindian akan

semakin meningkat (Atkins et al., 2010). Semakin tinggi konsentrasi asam nitrat

maka semikin tinggi pula konsentrasi ion H+ dalam larutan. Pada pelarutan mi-

neral goethite ion H+ memiliki peran penting, H+ akan berikatan dengan gugus OH

dari mineral goethite membentuk H2O. Pengikatan gugus OH oleh H+

menyebabkan terjadinya polarisasi ikatan Fe-Fe pada mineral goethite, polarisasi

ini membuat ikatan Fe-Fe ini melemah sehingga ion nitrat (NO –3 ) dapat bereaksi

dengan Fe membentuk Fe(NO3)3 (Abdussalam, 2006).

Dari hasil perolehan nilai persen ekstraksi, kondisi optimum proses pelindian

didapat pada penggunaan konsentrasi asam nitrat 8 M pada suhu 90 oC. Pada

konsentrasi asam nitrat 8 M, perolehan nilai ektraksi logam Ni, Co, Fe dan Mn

yaitu 58,58; 39,95; 57,42 dan 54,99 %.

4.4 Kinetika Reaksi Pelindian

Pemahaman terhadap mekanisme reaksi pada proses pelindian logam

merupakan salah satu tujuan dari penelitian ini. Kinetika reaksi proses pelindian

ini dapat dijelaskan melalui pemodelan shrinking core dengan mengasumsikan

bahwa bijih laterit berbentuk bola padat dalam proses pelindian (MacCarthy et al.,

2014; Ma et al.,2013; Senanayake et al., 2011). Dari pemodelan shrinking core ini

dapat diketahui proses pelindian bijih laterit dengan asam nitrat berlangsung

dengan sistem kontrol reaksi secara kimia atau sistem kontrol reaksi secara difusi

melalui lapisan inti (MacCarthy et al., 2014).

Pada kinetika reaksi pelindian, lamanya waktu pelindian dianalisis untuk

mengetahui banyaknya unsur Ni dan Fe yang terekstraksi. Proses pelindian ini

dilakukan dengan interval waktu mulai dari 1, 3, 5, 10, 20, 30, 60, 120 dan 240

menit. Terdapat juga empat variasi suhu yang diterapkan di dalam kinetika reaksi

pelindian yaitu 30, 50, 70 dan 90 oC. Kedua variabel tersebut diterapkan untuk

34

menentukan nilai energi aktivasi dalam proses pelindian bijih laterit.

Dalam proses pelindian, laju reaksi pelindian berkaitan erat dengan sistem

kontrol reaksi secara kimia dan sistem kontrol reaksi secara difusi melalui lapisan

inti. Pada pemodelan shrinking core, sistem kontrol reaksi secara kimia dan sistem

kontrol reaksi secara difusi melalui lapisan inti dinyatakan dalam persamaan (23)

dan (24).

1− (1−X)1/3 = k1t . . . . (23)

1+2(1−X)−3(1−X)2/3 = k2t . . . . (24)

Simbol X pada persamaan 23 dan 24 merupakan nilai fraksi logam terlarut, t

merupakan waktu pelindian dalam menit,k1 dan k2 adalah konstanta laju reaksi.

Persamaan 23 dinyatakan sebagai kontrol reaksi kimia dan persamaan 24

dinyatakan sebagai kontrol reaksi difusi melalui lapisan inti pada proses pelindian

(Levenspiel, 1999). Nilai fraksi Ni terlarut pada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90

oC ditampilkan pada Tabel 8.

Tabel 8. Nilai fraksi Ni terlarut pada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC

Waktu (menit)Fraksi Ni terlarut (x10−2)

30 oC 50 oC 70 oC 90 oC

1 4,83 13,00 5,28 21,53

3 5,32 21,73 18,69 31,68

5 6,05 22,54 26,00 42,65

10 9,55 30,47 36,97 47,53

20 11,90 39,81 45,50 54,03

30 21,41 45,70 52,20 54,64

60 29,11 53,42 51,18 57,07

120 34,69 60,93 51,59 57,68

240 41,13 61,74 63,78 60,53

35

Tabel 8 memperlihatkan terjadinya peningkatan fraksi Ni terlarut pada suhu

pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC seiring meningkatnya waktu proses pelindian. Nilai

fraksi Ni terlarut tertinggi pada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC didapatkan

pada kondisi pelindian selama 240 menit dengan nilai masing-masing 41,13 x 10−2;

61,78 x 10−2; 63,78 x 10−2 dan 60,53 x 10−2. Nilai fraksi Fe terlarut pada suhu

pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC ditampilkan pada Tabel 9.

Tabel 9. Nilai fraksi Fe terlarut pada pelindian suhu 30, 50, 70 dan 90 oC

Waktu (Menit)Fraksi Fe terlarut (x10−2)

30 oC 50 oC 70 oC 90 oC

1 1,93 12,49 8,28 8,76

3 2,08 13,63 8,44 10,71

5 3,93 17,69 10,06 11,10

10 4,10 16,06 15,42 22,20

20 4,26 28,07 25,48 22,78

30 11,07 25,48 31,32 33,49

60 34,28 29,53 35,86 46,15

120 45,64 39,76 41,38 51,80

240 50,51 40,24 73,51 89,77

Tabel 9 memperlihatkan peningkatan nilai fraksi Fe terlarut pada suhu

pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC seiring meningkatnya waktu proses pelindian. Nilai

fraksi Fe terlarut tertinggi pada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC didapatkan

pada kondisi pelindian selama 240 menit dengan nilai masing-masing 50,51 x

10−2; 40,24 x 10−2; 73,51 x 10−2 dan 89,77 x 10−2. Meningkatnya waktu dalam

proses pelindian memberikan nilai fraksi logam terlarut yang semakin tinggi (Liu

et al., 2007; MacCarthy et al., 2014).

Nilai fraksi logam Ni dan Fe terlarut pada Tabel 8 dan 9 digunakan untuk

36

menentukan kontrol kinetika reaksi pada pemodelan shrinking core. Kontrol

kinetika pada sistem kontrol reaksi secara kimia diperoleh melalui persamaan (23)

dan sistem kontrol reaksi secara difusi diperoleh melalui persamaan (24). Grafik

nilai persamaan sistem kontrol reaksi secara kimia Ni dan Fe terhadap waktu

pelindian ditampilkan pada gambar 12 dan 13.

50 100 150 200

5 ·10−2

0.1

0.15

0.2

0.25

Waktu pelindian (Menit)

1−(1−

X)1/

3N

i

30 oC50 oC70 oC90 oC

Gambar 12. Grafik nilai 1− (1−X)1/3 Ni terhadap waktu pelindian

50 100 150 200

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

Waktu pelindian (Menit)

1−(1−

X)1/

3Fe

30 oC50 oC70 oC90 oC

Gambar 13. Grafik nilai 1− (1−X)1/3 Fe terhadap waktu pelindian

Pada Gambar 12 memperlihatkan bahwa pelindian Ni cenderung berjalan

cepat ditandai dengan peningkatan laju secara signifikan pada waktu pelindian

37

dibawah 60 menit. Pelindian Fe yang diperlihatkan pada Gambar 13 mengalami

peningkatan laju yang cenderung linear seiring meningkatnya waktu proses

pelindian dengan nilai tertinggi didapat pada kondisi suhu pelindian 90 oC dengan

lamanya waktu proses selama 240 menit. Grafik nilai persamaan sistem kontrol

reaksi secara kimia Ni dan Fe terhadap waktu pelindian ditampilkan pada gambar

14 dan 15.

50 100 150 200

5 ·10−2

0.1

0.15

0.2

Waktu pelindian (Menit)

1+

2(1−

X)−

3(1−

X)2/

3N

i 30 oC50 oC70 oC90 oC

Gambar 14. Grafik nilai 1+2(1−X)−3(1−X)2/3 Ni terhadap waktu pelindian

50 100 150 2000

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

Waktu pelindian (Menit)

1+

2(1−

X)−

3(1−

X)2/

3Fe

30 oC50 oC70 oC90 oC

Gambar 15. Grafik nilai 1+2(1−X)−3(1−X)2/3 Fe terhadap waktu pelindiandengan kontrol difusi

38

Gambar 14 menunjukkan bahwa laju pelindian Ni mengalami peningkatan

pada waktu pelindian dibawah 30 menit. Laju pelindian Ni pada suhu 30 oC terjadi

dalam waktu yang lebih lama dibandingkan penggunaan suhu 50, 70 dan 90 oC.

Laju pelindian Fe pada Gambar 15 menunjukkan pola yang cenderung sama pada

kondisi suhu 30, 50, 70 dan 90 oC dari awal waktu pelindian hingga menit ke 120.

Pada waktu proses pelindian dari menit ke 120 hingga 240, laju pelindingan

mengalami kenaikan yang signifikan pada proses pelindian dengan suhu 70 dan 90

oC dibandingkan pada pelindian dengan suhu 30 dan 50 oC. Kondisi laju Fe

tertinggi didapat pada suhu pelindian 90 dengan waktu 240 menit.

Semakin meningkatnya suhu proses pelindian dan didukung dengan

meningkatnya waktu pelindian maka pergerakan atom atau molekul yang ada

didalam sistem pelindian akan semakin cepat sehingga interaksi antara logam

dengan palarut juga semakin meningkat (Atkins et al., 2010; Liu et al., 2007).

Nilai konstanta (k) Ni dan Fe pada Gambar 12, 13, 14 dan 15 ditentukan dengan

membuat persamaan garis lurus (persamaan 25) pada setiap suhu dan interval

waktu yang digunakan (Levenspiel, 1999). Nilai gradien (m) pada persamaan garis

lurus pada masing-masing garis tersebut merupakan nilai konstanta (k).

y = m.a + b . . . . (25)

Nilai konstanta sistem kontrol reaksi kimia dan difusi Ni dan Fe ditampilkan

pada Tabel 10. Nilai konstanta laju Ni dan Fe pada sistem kontrol kimia dan difusi

secara keseluruhan cenderung mengalami peningkatan. Perolehan nilai konstanta

Ni dan Fe tertinggi pada sistem kontrol kimia dan difusi didapat pada penggunaan

suhu pelindian masing-masing 70 dan 90oC. Pada pelindian Ni dan Fe, nilai

konstanta pada sistem kontrol kimia cenderung lebih besar dibandingkan pada

sistem kontrol difusi.

39

Tabel 10. Nilai konstanta sistem kontrol reaksi kimia dan difusi Ni dan Fe

Suhu Ni Fe

(oC) k1 (x10−4) k2 (x10−4) k1 (x10−3) k2 (x10−3)

30 6,30 3,07 0,96 0,53

50 8,81 7,62 0,47 0,27

70 8,25 6,97 1,28 1,12

90 5,26 4,89 1,96 2,12

Kelinearan persamaan garis yang diperlihatkan oleh nilai koefisien korelasi

(R2) yang mendekati nilai 1. Nilai koefisien korelasi (R2) persamaan garis dari

Gambar 12, 13, 14 dan 15 ditampilkan pada Tabel 11.

Tabel 11. Nilai koefisien korelasi (R2) sistem kontrol reaksi kimia dan difusi Ni danFe

Suhu Ni Fe

(oC) R2kim. R2

di f . R2kim. R2

di f .

30 0,8339 0,9390 0,8468 0,9145

50 0,6788 0,7670 0,7425 0,8145

70 0,5796 0,7348 0,9516 0,9335

90 0,4219 0,5013 0,9682 0,9259

Perolehan nilai koefisien korelasi (R2) persamaan garis Ni sistem kontrol

difusi lebih besar (mendekati nilai 1) dibandingkan dengan sistem kontrol kimia

pada setiap suhu pelindian. Nilai koefisien korelasi yang mendekati nilai 1 dapat

mewakili sistem kontrol reaksi dan nilai energi aktivasi (Mubarok et al., 2016;

Purwani et al., 2015). Berdasarkan nilai koefisien korelasi pada Tabel 11 kinetika

pelindian pada Ni dan Fe pada bijih laterit menggunakan asam nitrat dikendalikan

secara difusi.

40

Penentuan nilai energi aktivasi pada kinetika pelindian bijih laterit

menggunakan asam nitrat dilakukan dengan menggunakan persamaan Arhenius

(persamaan 26). Nilai koefisien laju yang digunakan dalam persamaan (26)

merupakan nilai koefisien difusi (De). Persamaan Arhenius dengan konstanta laju

difusi dinyatakan dalam persamaan berikut (Mubarok et al., 2016),

k = Ae(−Ea/RT ) . . . . (26)

De = Doe(−Ea/RT ) . . . . (27)

Penentuan nilai De dihitung menggunakan persamaan (28) dengan

menggunakan nilai k2 pada Tabel 10 untuk Ni dan Fe. Nilai energi aktivasi

diperoleh membuat persamaan garis lurus (persamaan 25) terhadap persamaan (26)

sehingga diperoleh persamaan (29)(MacCarthy et al., 2014).

De = kρR2

6bCHNO3

. . . . (28)

ln De =−EaR . 1

T + ln Do . . . . (29)

Kemiringan garis (m) pada persamaan (29) merupakan nilai -EaR . Nilai a dari

persamaan 25 merupakan nilai 1/T dan nilai y merupakan nilai dari ln De. ln Do

merupakan nilai intersep (b). Nilai ln De terhadap 1/T ditampilkan pada Tabel 12.

Tabel 12. Nilai ln k terhadap suhu resiprokal

Suhu (K) 1/T x 10−3 (K) ln De ln De

303 3,3 -20,52 -32,42

323 3,1 -19,61 -33,09

343 2,92 -19,70 -31,67

363 2,75 -20,04 -31,03

41

Grafik ln De Ni dan Fe terhadap 1/T ditampilkan pada Gambar 16.

Persamaan garis lurus Ni dari Gambar 16 yaitu y = -804,31.x - 5,11 dan persamaan

garis lurus Fe y = -2969,04.x + 1,78. Nilai koefisien korelasi persamaan garis Ni

dan Fe masing-masing sebesar 0,209 dan 0,606.

2.7 2.8 2.9 3 3.1 3.2 3.3

−40

−30

−20

1/T x10−3 (K)

lnk

Ni y =−804,31 . x−5,11 R2 = 0,209Fe y =−2969,04 . x+1,78 R2 = 0,606

Gambar 16. Grafik ln k Ni dan Fe terhadap 1/T

Pada persamaan 29, nilai kemiringan garis (m) merupakan nilai −EaR pada

persamaan Arrhenius. Berdasarkan nilai kemiringan garis (m) pada Gambar 16,

maka didapat nilai energi aktivasi pelindian Ni dan Fe sebesar 6,68 dan 24,68

kJ/mol dengan sistem kontrol difusi melalui lapisan inti. Nilai energi aktivasi yang

diperoleh ini lebih kecil dibandingkan dengan nilai energi aktivasi pelindian Ni

dan Fe dari bijih laterit dalam asam nitrat yang dilaporkan oleh Syaifullah (2017)

dengan perolehan energi aktivasi masing-masing 24,86 dan 50,07 kJ/mol.

Perolehan energi aktivasi Ni yang lebih besar dibandingkan perolehan energi

aktivasi pada penelitian ini juga dilaporkan oleh Agacayak (2016) dan Ayanda

(2011) dengan perolehan masing-masing 64,31 kJ/mol dan 79,52 kJ/mol.

Havlik (2008) menyatakan bahwa, besar energi aktivasi pada reaksi yang

dikontrol secara kimia berada di atas 42 kJ/mol dan secara difusi berada di kisaran

42

4-13 kJ/mol. Pengaruh temperatur pada reaksi kimia bersifat eksponensial sesuai

dengan persamaan Arrhenius dimana energi aktivasi akan menurun seiring dengan

meningkatnya laju reaksi akibat terjadi peningkatan suhu, sedangkan pengaruh

temperatur pada proses difusi logam dari mineral menuju larutan berbentuk linear

(Solihin, 1995).

43

BAB V

KESIMPULAN DAN SARAN

5.1 Kesimpulan

1. Nilai suhu optimal pelindian Ni, Co, Fe dan Mn pada bijih laterit

menggunakan asam nitrat berturut-turut yaitu 70, 70, 90 dan 90 oC dengan

perolehan nilai persen ektraksi sebesar 57,60; 44,01; 51,08 dan 45,49 %.

Nilai konsentrasi asam nitrat optimal sebagai pelarut Ni, Co, Fe dan Mn

pada pelindian bijih laterit yaitu 8 M dengan perolehan nilai dengan

perolehan nilai persen ektraksi sebesar 58,58; 39,95; 57,42 dan 54,99 %.

2. Perilaku pelindian bijih laterit menggunakan asam nitrat dengan

menggunakan pemodelan shrinking core didapatkan bahwa pelindian Ni dan

Fe dikontrol secara difusi lapisan inti dengan nilai energi aktivasi 6,68 dan

24,68 kJ/mol.

5.2 Saran

Perlukan dilakukan penelitian lanjutan mengenai presipitasi dari pelindian

bijih laterit menggunakan asam nitrat.

44

Daftar Pustaka

Abdussalam, N. dan Adekola, F.A., 2006. Comparative Dissolution of Natu-ral Goethite Samples in HCl and HNO3. Journal Application Science

Environmen 10, Page: 11-17.

Agacayak, T., Zedef, V., Aras, A., 2016. Kinetic study on leaching of nickel fromTurkish lateritic ore in nitric acid solution. J. Cent. South Univ. 23, Page:39-43.

Agino, E.E., Billings, G.K., 1972. Atomic Absorption Spectrometry In Geology.Amsterdam: Elsevier.

Antam Tbk, 2010. Laporan Studi Kelayakan Pendirian Pabrik Pengolahan BijihLaterit. Feasibility Study of RKEF Process. Jakarta: P.T. Aneka Tambang.

Astuti, W., Hirajima T., Sasaki K., Okibe N., 2015. Comparison of AtmosphericCitric Acid Leaching Kinetics of Nickel from Different IndonesianSaprolitic Ores. Hydrometallurgy-04252, Page: 1-14.

Atkins, P. dan Paula, J.D., 2010. Physical Chemistry, Ninth Edition. New York:Oxford University Press.

Ayanda, O.S., Adekola, F.A., Baba, A.A., Fatoki. O.S. dan Ximba, B.J., 2011.Comparative Study of the Kinetics of Dissolution of Laterite in some AcidicMedia. Journal of Minerals & Materials Characterization & engineering

10, Page: 1457-1472.

Aylmore, M. G. dan Muir, D. M., 2000. Thiosulfate Leaching of Gold-a Review.Mineral Enginering 14, Page: 135-174.

Barkas, J., 2010. Drivers dan Risks for Nickel Demdan. Shanghai: 7th Inter-

national China Nickel Conference.

Cantle, J.E., 1982. Techniques And Instrumentation In Analytical Chemistry -

Volume 5 Atomic Absorption Spectrometry. New York: Elsevier.

Castellan, G.W., 1983. Physical Chemistry,3rd Ed. New York: Addison-Wesley.

Ciptasari, N.I., 2012. Efek Scale-Up pada Proses Pelindian Bijih Nikel Kadar

45

Rendah Jalur Hidrometalurgi. Thesis. Jakarta: Jurusan Ilmu Material UI.

Coulson dan Richardsons, 2002. Chemical Engineering Volume 2 Particle Tech-

nology and Separation Processes. Ansterdam: Butterworth Heinemann.

Dalvi, A.D.W., Gordon, B., Robert, C., dan Osborne., 2004. The Past dan Future

of Nickel Laterites. Canada: PDAC International Convention.

Diaz, C.M., Landolt, C.A., Vahed, A., Warner, A.E.M. dan Taylor, J.C., 1988.A Review of Nickel Pyrometallurgical Operations. Journal of Mineral 40,Page:28-33.

Direct Nickel Ltd, 2014. Nickel Production Demonstration Program. DNI

Summary Report for Direct Nickel Shareholders. Australia: DirectnickelLtd.

Elias, M., 2002. Giant Ore Deposits Workshop, Centre for Ore Deposits Research.

CSA Australia Ltd. University of Tasmania.

Elmer, T.H. dan Nordberg, M.E., 1958. Solubility of Silica in Nitric AcidSolutions. Journal of The American Ceramic Society 41, Page: 518-520.

Fan, R., Gerson, A.R., 2013. Mineralogical characterisation of Indonesian lateritesprior to and post atmospheric leaching. Hydrometallurgy 134135, Page:102-109.

Gidigasu, M.D., 1976. Latrite Soil Enginering Pedogenesis dan Enginering Prin-

ciples. New York: Elsevier.

Habashi, F., 1970. Principles of Extractive Metallurgy Vol 2- Hydrometallurgy.

New York: Gordon & Breach Science Publisher.

Handaru, S.S., 2008. Recovery Nikel dari Bijih Limonit Tereduksi oleh LeachingAmonium Bikarbonat. Departemen Teknik Metalurgi dan Material. Jakarta:FT-UI.

Havlik, T., 2008. Hydrometallurgy: Principles and Applications. United King-dom: Cambridge International Science Publishing.

Herdianita, N.r., Ong, H.L., Subroto, E.A. dan Priadi, B., 1990. PengukuranKristalinitas Silika Berdasarkan Metode Difraktometer Sinar-X. Proc. ITB

31.

46

Hunter, Hazel, M.A., Herrington, R.J. dan Oxley, E.A., 2013. Examining Ni-Laterite Leach Mineralogy & Chemistry a Holistic Multi-Scale Approach.Minerals Engginering 54, Page: 100-109.

http://hyperphysics.phy-astr.gsu.edu/hbase/quantum/imgqua/braggspec.gif

Iswani, 1983. Instrumentasi Kimia 1. Yogyakarta: BATAN.

Janwong, A., 2012. The Agglomeration of Nickel Laterite Ore. Thesis. SouthKorea: University of Utah.

Jenkins, R., 1999. X-Ray Fluorescence Spectrometry Second Edition. New York:Jhon Wiley.

Krysztafkiewicz, A., Rager, B. dan Maik, M., 1996. Silica Recovery from WasteObtained in Hydrofluoric Acid and Aluminum Fluoride Production fromFluosilicic Acid. Journal of Hazardous Materials 48, Page: 31-49.

Leonardou, A.S. dan Zafiratos, I.G., 2004. Beneficiation of a Greek SerpentinicNickeliferous Ore Part II. Sulphuric Acid Heap and Agitation Leaching.Hydrometallurgy 74, Page: 267-275.

Levenspiel, O., 1999. Chemical Reaction Enggineering, second edition. NewYork: Jhon Wiley.

Liu, K., Feng, Q., Yang, Y., Zhang, G., Ou, L. dan Lu, Y., 2007. Preparation andCharacterization of Amorphous Silica Nanowires from Natural Chrysotile.Journal of Non-Crystalline Solids 353, Page: 16-17.

Ma, Baozhong, Wang, C., Yang, W., Yang, B. dan Zhang, Y., 2013. SelectivePressure Leaching of Fe (II)-Rich Limonitic Laterite Ores from IndonesiaUsing Nitric Acid. Minerals Engineering 45, Page: 151-158.

MacCarthy, J., Mensah, J.A., Nosrati, A., 2014. Atmospheric Acid Leachingof Siliceous Goethitic Ni Laterite Ore: Effect of Solid Loading andTemperature. Minerals Engineering 69, Page: 154164.

Megawati, Sediawan, W.B., Sulistyo, H. dan Hidayat, M., 2009. Kinetika ReaksiHidrolisis Ranting Kering dengan Asam Encer pada Kondisi Non-Isotermis.Reaktor 12, Page: 211-217.

Mubarok, M. Z. dan Fathoni, M.W., 2016. Studi Kinetika Pelindian BijihNikel Limonit dari Pulau Halmahera dalam Larutan Asam Nitrat. Majalah

47

Metalurgi 1, Page: 59-68.

Mudd, G.M., 2010. Global Trends dan Environmental Issues in Nickel Mining:Sulfides Versus Laterites. Ore Geol. Rev 38, Page: 9-26.

Muller, R.O., 1972. Spectrochemical Analysis by X-Ray Fluorescence. New York:Plenum Press.

O’Connor, F., Cheung, W.H. dan Valix, M. 2006. Reduction Roasting of LimoniteOre: Effect of Dehydroxylation. International Journal Minerals Process 80,Page: 88-99.

Olli, A., Lauri, H. dan Peter, P. 1995. Nickel Ore Reduction by Hydrogenand Carbonmonoxide Containing Gases. Mineral Processing and Extractive

Metallurgy Review 15, Page: 169-179.

Owens, A., 2012. Compound Semiconductor Radiation Detectors. CRC Press.

Patty, D. dan Julaidy, 2013. Penentuan Unsur dalam Rambut BerdasarkanKarakteristik Pola Flouresensi Sinar X (XRF). Prosiding FMIPA UniversitasPattimura.

Pietrikova, A. dan Bugel, M., 2005. Silica Gel Procedure from Serpentine.Electrotehnica, Electronica, Automatica 53, Page 11-14.

Purwani, M.V. dan Poernomo, H., 2015. Kinetika Pelindian Titanium dalamIlminit Memakai HCl. Jurnal Iptek Nuklir Ganendra 18, Page: 23-34.

Potts, P.J., West, M., 2008. Portable X-ray Fluorescence Spectrometry Capabilities

for In Situ Analysis. Cambridge: Royal Society of Chemistry.

Sarojini, B., Rao, P.K. dan Sant, B.R., 1972. Extraction of Nickel From Lateritesof Orissa Using Dilute Nitric Acid. Indian Journal of Technology 10, Page:155-156.

Senanayake, G., Childs, J., Akerstrom, B.D. dan Pugaev, D., 2011. ReductiveAcid Leaching of Laterite dan Metal Oxides-A Review with New Data forFe(Ni,Co)OOH dan a Limonitic Ore. Hydrometallurgy 110, Page: 13-32.

Smallman, R.E., Bishop, R.J., 2000. Metalurgi Fisika Modern dan Rekayasa

Material. Jakarta: Erlangga.

Shackley, Steven, M., 2011. X-Ray Fluorescence Spectrometry (XRF) in

48

Geoarchaeology. New York: Springer.

Sieniutycz, S., 2016. Thermodynamic Approaches in Engineering Systems.

Amsterdam: Elsevier.

Skoog, D.A., West, D.M., Holler, F.J., Crouch, S.R., 2013. Fundamentals of

Analytical Chemistry Ninth Edition. USA: Cengage Learning.

Smallman, R.E., Bishop, R.J., 2000. Modern Physical Metallurgy and Materials

Engineering. Oxford: Butterworth-Heinemann.

Solihin. 1995. Studi Kinetika Pelindian Perak dalam Larutan Thiosulfat. Thesis.

Bandung: Jurusan Teknik Pertambangan ITB.

-. 2011. Pengolahan Bijih Laterit Nikel Kadar Rendah dengan ProsesHidrometalurgi. Seminar Nasional Teknoin A: 118-121.

Tier, S., Revitzer, H., Eloneva, S., Fogelholm, C.J. dan Zevenhoven, R.,2007. Dissolution of Natural Serpentinite in Mineral and Organic Acids.International Journal of Mineral Processing 83, Page: 36-46.

Watling, H.R., A. D. Elliot, H. M. Fletcher, D. J. Robinson, D. M. Sully, 2011. OreMineralogy of Nickel Laterite: Control on Processing. Characteristic UnderSimulated Heap-Leach Condition. Australian Journal of Earth Sciences: An

International Geoscience Journal of the Geological Society of Australia 58,Page: 725-744.

Zhang, P., Guo, Q., Wei, G., Meng, L., Han, L., Qu, J. dan Qi, T., 2015. Extractionof Metals from Saprolitic Laterite Ore through Pressure Hydrochloric-AcidSelective Leaching. Hydrometallurgy 157, Page:149-158.

49

LAMPIRAN

Lampiran 1. Larutan standar AAS

Larutan Standar AAS

Larutan standar Ni 1000 ppm masing-masing dipipet sebanyak 10,0 mL

kemudian dimasukkan ke dalam labu ukur 100 mL. Larutan diencerkan dengan

aquades sampai garis batas kemudian dikocok hingga homogen, sehingga didapat

larutan dengan konsentrasi 100,0 ppm. Larutan tersebut kemudian dipipet

sebanyak 10,0 mL dan dimasukkan ke dalam labu ukur 100 mL. Larutan

diencerkan dengan aquades sampai garis batas kemudian dikocok hingga homogen

sehingga didapatkan larutan dengan konsentrasi 10,0 ppm.

Larutan 10 ppm tersebut, dipipet masing-masing sebanyak 1,0; 2,0; 3,0; 4,0;

5,0; 10,0 dan 20,0 mL. Larutan dimasukkan ke dalam labu ukur 100 mL yang

berbeda, kemudian diencerkan dengan aquades sampai garis batas dan dikocok

hingga homogen sehingga diperoleh larutan dengan konsentrasi 0,2; 0,4; 0,6; 0,8;

1,0; 2,0 dan 4,0 ppm. Larutan standar yang telah dibuat masing-masing diukur

nilai absorbansi dengan AAS. Prosedur yang sama dilakukan dalam pembuatan

larutan standar Fe, Co dan Mn 1000 ppm.

Nilai absorbansi yang didapat dibuat kedalam bentuk persamaan linear.

Persamaan linear y = m · a + b dimana y merupakan nilai absorbansi (A), m

merupakan gradien kemiringan garis, a merupakan nilai target standar yang

digunakan (ppm) dam b merupakan nilai intersep dari persamaan garis.

50

0 1 2 3 40

5 ·10−2

0.1

0.15

0.2

0.25

Konsentrasi (ppm)

Abs

orpt

ion

Niy = 5.6 ·10−2 · x+4.81 ·10−3 R2 = 0.998

Gambar 17. Grafik larutan standar AAS Ni.

0 1 2 3 40

2 ·10−2

4 ·10−2

6 ·10−2

8 ·10−2

0.1

0.12

Konsentrasi (ppm)

Abs

orpt

ion

Fey = 3.08 ·10−2 · x+9.25 ·10−4 R2 = 0.998

Gambar 18. Grafik larutan standar AAS Fe.

51

0 1 2 3 40

5 ·10−2

0.1

0.15

0.2

Konsentrasi (ppm)

Abs

orpt

ion

Coy = 5.25 ·10−2 · x+3.02 ·10−3 R2 = 0.999

Gambar 19. Grafik larutan standar AAS Co.

0 1 2 3 40

0.1

0.2

0.3

0.4

Konsentrasi (ppm)

Abs

orpt

ion

Mny = 0.11 · x+4.46 ·10−3 R2 = 0.999

Gambar 20. Grafik larutan standar AAS Mn.

52

Lampiran 2. Perhitungan dalam proses pelindian

A. Pengenceran Asam Nitrat

Asam nitrat 65 % dilakukan perhitungan konsentrasi dalam satuan molar.

MHNO3 =Massa jenis asam nitrat x % massa x 10

Mr asam nitrat

MHNO3 =1,55 g/cm3 x 65% x 10

63,012 g/mol

MHNO3 = 16 M

Asam nitrat dengan berbagai jenis konsentrasi berasal dari HNO3 16 M yang

diencerkan menggunakan aquades (H2O). Volume akhir HNO3 yang digunakan

dalam penelitian ini sebesar 150 mL. Volume awal HNO3 16 M yang digunakan

yaitu 21,42 mL, 30 mL, 50 mL dan 75 mL. Pengenceran pelarut ini menggunakan

rumus sebagai berkut :

V1 · M1 = V2 · M2

M2 =V1 · M1

V2

Dimana V1 adalah volume HNO3 sebelum diencerkan (mL), M1 adalah konsentrasi

HNO3 sebelum pengenceran (M), V2 adalah volume HNO3 setelah pengenceran

(mL) dan M2 adalah konsentrasi HNO3 setelah pengenceran (M).

Nilai konsentrasi awal HNO3, volume awal HNO3 dan volume akhir HNO3

dimasukkan kedalam persamaan maka didapat nilai konsentrasi HNO3 yang akan

digunakan sebagai pelarut. Berikut merupakan perhitungan pengenceran HNO3,

1. Volume HNO3 21,42 mL.

M2 =V1 x M1

V2

M2 =21,42 mL x 16 M

150 mLM2 = 2,28 M

53

2. Volume HNO3 30 mL.

M2 =V1 x M1

V2

M2 =30 mL x 16 M

150 mLM2 = 3,2 M

3. Volume HNO3 50 mL.

M2 =V1 x M1

V2

M2 =50 mL x 16 M

150 mLM2 = 5,28 M

4. Volume HNO3 70 mL.

M2 =V1 x M1

V2

M2 =70 mL x 16 M

150 mLM2 = 8 M

54

B. Perhitungan Persen Ekstraksi Filtrat

Hasil uji filtrat menggunakan AAS akan didapatkan nilai berupa absorbansi

dari logam yang diujikan. Penentuan nilai konsentrasi logam Ni, Co, Fe dan Mn

dailakukan dengan mensubsitusikan nilai absorbansi hasil uji AAS kedalam

persamaan garis lurus dari larutan standar dari masing-masing logam. Persamaan

garis lurus larutan standar ditampilkan pada Tabel 13.

Tabel 13. Persamaan garis lurus larutan standar AAS

Logam Persamaan garis lurus larutan standar AAS R2

Ni y = 0,056 a + 0,00481 0,998

Co y = 0,0525 a + 0,00302 0,999

Fe y = 0,0308 a + 0,000925 0,998

Mn y = 0,11 a + 0,00446 0,999

Nilai y pada persamaan garis lurus (persamaan 25) pada Tabel 13 merupakan

nilai absorbansi yang diperoleh dari pengujian filtrat pelindian menggunakan AAS.

Nilai a merupakan nilai konsentrasi logam dalam satuan ppm. Nilai konsentrasi

logam (ppm) pada Tabel 13 yang didapat dikalikan dengan nilai faktor pengencer

sehingga didapatkan nilai konsentrasi logam terlarut pada proses pelindian bijih

laterit menggunakan asam nitrat.

Nilai % ekstraksi logam terlarut didapat dengan menggunakan persamaan

berikut,

% Ekstraksi = Massa logam terlarut (gram)Massa logam dalam bi jih laterit (gram) x 100 %

Nilai massa logam terlarut didapatkan dengan mengalikan nilai

ppmlogam terlarut dengan volume HNO3 yang digunakan. Nilai massa logam dalam

bijih laterit didapatkan berdasarkan massa sampel bijih laterit yang digunakan

dikali dengan nilai % unsur dari Tabel 1. Nilai massa logam Ni, Co, Fe dan Mn

55

dalam bijih laterit yaitu 0,4944; 0,02235; 4,5166 dan 0,0834 gram. Nilai

konesntrasi logam Ni, Co, Fe dan Mn terlarut pelindian variasi konsentrasi dan

suhu ditampilkan pada Tabel 14 dan 15.

Tabel 14. Konsentrasi logam Ni, Co, Fe dan Mn terlarut pelindian variasi

konsentrasi.

logam HNO3 Abs. (A)Faktor Konsentrasi Ektraksi

(M) Pengenceran (ppm) (%)

Ni

8 0,1778 625 1930,8036 58,58

5,28 0,1514 625 1635,8036 49,63

3,2 0,1204 710 1465,5919 44,47

2,28 0,1267 625 1360,0402 41,26

Co

8 0,0155 250 59,5238 39,95

5,28 0,0140 250 52,4286 35,19

3,2 0,0219 142 51,1387 34,32

2,28 0,0136 250 50,4762 33,88

Mn

8 0,1392 250 305,7654 54,99

5,28 0,1159 250 252,9519 45,49

3,2 0,0852 284 208,2198 37,45

2,28 0,0884 250 190,5086 34,26

Fe

8 0,0222 25000 17288,9610 57,42

5,28 0,0199 25000 15381,4935 51,08

3,2 0,0233 14205 10308,4416 34,24

2,28 0,0217 12500 8439,7137 28,03

56

Tabel 15. Konsentrasi logam Ni, Co, Fe dan Mn terlarut pelindian variasi suhu.

logam Suhu Abs. (A)Faktor Konsentrasi Ektraksi

(oC) Pengenceran (ppm) (%)

Ni

30 0,1284 625 1379,4643 41,85

50 0,1481 702 1796,8750 54,52

70 0,1749 625 1898,5754 57,60

90 0,1514 625 1635,8036 49,63

Co

30 0,0155 125 29,7619 19,97

50 0,0267 140 63,2755 42,47

70 0,0305 125 65,5714 44,01

90 0,0140 250 52,4286 35,19

Mn

30 0,0420 250 85,1499 15,31

50 0,0976 281 237,5267 42,72

70 0,1123 250 244,7775 44,02

90 0,1159 250 252,9519 45,49

Fe

30 0,0120 12500 4504,8701 14,96

S2 0,0166 14045 7159,2733 23,78

S3 0,0274 12500 10754,8701 35,72

S4 0,0199 25000 15381,4935 51,08

57

C. Perhitungan Kinetika Pelindian

1. Menghitung nilai fraksi logam (X) persamaan 23 dan 24. Nilai X merupakan

nilai mol logam terlarut terhadap mol awal logam.

X =nlogam terlarut

nlogam awal

Nilai X Ni dan Fe ditampilkan pada Tabel 8 dan 9.

2. Nilai X Ni dan Fe tiap inteval waktu pelindian dimasukkan kedalam

persamaan 23 dan 24. Nilai 1− (1− X)1/3 Ni dan Fe ditampilkan ma-

sing-masing pada Tabel 16 dan 17 serta nilai 1+ 2(1−X)− 3(1−X)2/3 Ni

dan Fe masing-masing pada Tabel 18 dan 19

Tabel 16. Nilai 1− (1−X)1/3 Ni pada suhu 30, 50, 70 dan 90 oC

Waktu (Menit)1− (1−X)1/3 (x10−2) Ni

30 oC 50 oC 70 oC 90 oC

1 1,64 4,54 1,79 7,76

3 1,81 7,84 6,66 1,19

5 2,06 8,16 9,55 1,69

10 3,29 11,4 14,3 19,3

20 4,14 15,6 18,3 22,8

30 7,72 18,4 21,8 23,2

60 10,8 22,5 21,3 24,6

120 13,2 26,9 21,5 24,9

240 16,2 27,4 28,7 26,6

58

Tabel 17. Nilai 1− (1−X)1/3 Fe pada suhu 30, 50, 70 dan 90 oC.

Waktu (Menit)1− (1−X)1/3 (x10−3) Fe

30 oC 50 oC 70 oC 90 oC

1 6,48 43,5 28,4 30,1

3 6,99 47,7 29 37,1

5 1,3,3 62,8 34,7 38,5

10 1,3,8 56,7 54,3 80,3

20 1,4,4 104 93,4 82,6

30 3,84 93,4 118 127

60 131 110 138 186

120 184 155 163 216

240 209 158 358 532

Tabel 18. Nilai 1+2(1−X)−3(1−X)2/3 Ni pada suhu 30, 50, 70 dan 90oC.

Waktu (Menit)1+2(1−X)−3(1−X)2/3 (x10−3) Ni

30 oC 50 oC 70 oC 90 oC

1 0,80 5,98 0,95 17,15

3 0,97 17,49 12,73 39,29

5 1,26 18,90 25,61 76,18

10 3,17 36,07 55,19 97,77

20 4,99 65,16 88,34 132,46

30 16,94 89,26 121,96 136,10

60 32,66 128,89 116,39 151,38

120 47,94 178,11 118,59 155,38

240 70,14 184,16 200,01 175,14

59

Tabel 19. Nilai 1+2(1−X)−3(1−X)2/3 Fe pada suhu 30, 50, 70 dan 90oC

Waktu (Menit)1+2(1− x)−3(1− x)2/3 (x10−3) Fe

30 oC 50 oC 70 oC 90 oC

1 0,13 5,52 2,37 2,66

3 0,15 6,60 2,47 4,02

5 0,53 11,34 3,53 4,32

10 0,57 9,28 8,52 18,29

20 0,62 30,21 24,52 19,33

30 4,30 24,52 38,30 44,36

60 46,69 33,71 51,59 91,30

120 88,98 64,96 71,11 119,73

240 112,77 66,77 292,36 548,30

3. Nilai persamaan sistem kontrol reaksi secara kimia dan difusi

masing-masing dibuat grafik menggunakan Microsoft Excel 2007 dengan

interval waktu pelindian sebagai sumbu X dan nilai persamaan sistem

kontrol reaksi secara kimia dan difusi sebagai sumbu Y. Dari grafik tersebut

didapatkan persamaan garis lurus (persamaan 20). Nilai m pada persamaan

garis merupakan nilai dari konstanta (k). Nilai k ditampilkan pada Tabel 10.

4. Nilai konstanta (k) sistem kontrol kimia dan difusi Ni serta Fe,

masing-masing diubah kedalam bentuk konstanta laju kimia (k′) dan

konstanta laju difusi De. Nilai De diperoleh menggunakan persamaan (28)

dan nilai k’ diperoleh menggunakan persamaan berikut,

k′= k

ρRbCHNO3

Nilai k′, De logam Ni dan Fe pada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC

ditampilkan pada Tabel 20.

60

Tabel 20. Nilai k′, De Ni dan Fepada suhu pelindian 30, 50, 70 dan 90 oC.

Suhu Ni Fe

(oC) k′(10−9) De (10−14) k

′(10−10) De (10−15)

30 2,525 3,052 6,044 8,360

50 3,531 7,584 2,994 4,239

70 3,305 6,935 8,113 17,640

90 2,110 4,870 12,431 33,330

5. Nilai k′

dan De pada Tabel 20 diubah kedalam bentuk ln k′

dan ln De. Nilai

suhu dikonversi kedalam satuan Kelvin lalu diubah kedalam bentuk 1/T. Nilai

ln k′dan ln De terhadap suhu respirokal ditampilkan pada Tabel 21.

Tabel 21. Nilai ln k′dan ln De terhadap suhu respirokal.

1/T Ni Fe

(K) ln k′

ln De ln k′

ln De

0,00330 -19,797 -31,120 -21,227 -32,415

0,00310 -19,462 -30,210 -21,929 -33,095

0,00292 -19,528 -30,300 -20,932 -31,669

0,00275 -19,977 -30,653 -20,506 -31,032

6. Nilai ln k′dan ln De terhadap 1/T dibuat grafik menggunakan Microsoft Excel

2007 dimana 1/T sebagai sumbu X dan nilai ln k′dan ln De sebagai sumbu Y.

Dari grafik tersebut didapatkan persamaan garis lurus (persamaan 25). Nilai

m dari persamaan tersebut merupakan nilai dari -Ea/R. Grafik ditampilkan

pada Gambar 16.

7. Menghitung nilai energi aktivasi dengan persamaan sebagai berikut,

m = −EaR

Ea = −(m · R)

61

Nilai energi aktivasi logam Ni.

Sistem kontrol reaksi secara kimia dengan nilai k yaitu 279,89, maka nilai

energi aktivasi sebagai berikut,

Ea = −(m · R)

Ea = −(279,89 x 8,314)

Ea = −2327,03 j/mol atau −2,32 k j/mol

Sistem kontrol reaksi secara difusi dengan nilai k yaitu -804,31 maka nilai

energi aktivasi sebagai berikut,

Ea = −(m · R)

Ea = −(−804,31 x 8,314)

Ea = 6687 j/mol atau 6,68 k j/mol

Nilai energi aktivasi logam Fe.

Sistem kontrol reaksi secara kimia dengan nilai k yaitu -1656,9 maka nilai

energi aktivasi sebagai berikut

Ea = −(m · R)

Ea = −(−1656,9 x 8,314)

Ea = 13775,74 j/mol atau 13,7 k j/mol

Sistem kontrol reaksi secara difusi dengan nilai k yaitu -2969,04 maka nilai

energi aktivasi sebagai berikut

Ea = −(m · R)

Ea = −(−2969,04 x 8,314)

Ea = 24684,62 j/mol atau 24,68 k j/mol

62

Lampiran 3. Hasil Uji XRD

Pola XRD bijih laterit.

63

64

65

66

Pola XRD residu konsentrasi asam nitrat 3,2 M.

67

68

69

70

71

Pola XRD residu konsentrasi asam nitrat 5,28 M.

72

73

74

75

76

Pola XRD residu konsentrasi asam nitrat 8 M.

77

78

79

80

Pola XRD residu suhu pelindian 30 oC.

81

82

83

84

Pola XRD residu suhu pelindian 50 oC.

85

86

87

88

Pola XRD residu suhu pelindian 70 oC.

89

90

91

92

93

Pola XRD residu suhu pelindian 90 oC.

94

95

96

97

98

Lampiran 4. Hasil Uji XRF

XRF bijih laterit.

99

XRF residu suhu 30oC.

100

XRF residu suhu 50oC.

101

XRF residu suhu 70oC.

102

XRF residu suhu 90oC.

103

XRF residu konsentrasi HNO3 2,28 M.

104

XRF residu konsentrasi HNO3 3,2 M.

105

XRF residu konsentrasi HNO3 5,28 M.

106

XRF residu konsentrasi HNO3 8 M.

107

Lampiran 5. Dokumentasi Penelitian

108

BIODATA MAHASISWA

PENGALAMAN KERJA :

IDENTITAS PRIBADI

Nama Lengkap : Dani Kurnia Wibisono

Tempat Tanggal Lahir : Jombang, 22 April 1991

NIM : 1110096000019

Anak ke : 1 dari 2 bersaudara

Alamat Rumah : Jl. Gongseng Raya No. 56 Rt 003 Rw 011

Cijantuung, Pasar Rebo, Jakarta Timur – DKI Jakarta

Telp/HP. : 085779098688

Email : denslydani763@gmail.com

Hobby/ Keahlian (softskill) : Elektronika dan otomotif

PENDIDIKAN FORMAL

Sekolah Dasar : SDN Cijantung 01 Pagi Lulus tahun 2003

Sekolah Menengah Pertama : SMPN 103 Jakarta Lulus tahun 2006

SLTA/SMK : SMAN 39 Jakarta Lulus tahun 2009

Perguruan Tinggi : UIN Syarif Hidayatullah Jakarta Masuk tahun 2010

PENGALAMAN ORGANISASI :

1. …………………………………………. Jabatan .............................................. Tahun ………sd…………

2. …………………………………………. Jabatan .............................................. Tahun ………sd…………

3. …………………………………………. Jabatan .............................................. Tahun ………sd…………

PENDIDIKAN NON FORMAL

Kursus/Pelatihan

1. .............................................. : No. Sertifikat ……………………………………………………………………….

2. ………………………………………….. : No. Sertifikat ……………………………………………………………………….

3. ………………………………………….. : No. Sertifikat ……………………………………………………………………….

*Keterangan Tambahan : ……………………………………………………………………………………………………………………..

……………………………………………………………………………………………………………………..

……………………………………………………………………………………………………………………..

1. Praktek Kerja Lapangan (PKL) : Pusat Penelitian Metalurgi LIPI – Serpong/2013

Pengaruh Suhu Terhadap Performa Magnetik Pada

Proses Pelindian Bijih Nikel Limonit

SEMINAR/LOKAKARYA

1. Seminar Safety and Security Juli / 2012 .......……………….. Sertifikat Pemakalah (ada/tidak)

2 Seminar Nasional Biokimia Mei / 2014 …………………….. Sertifikat Pemakalah (ada/tidak)

3. Pembelajaran dan Penelitian Oktober / 2011 ……………….. Sertifikat Pemakalah (ada/tidak)

Kimia Berbasis Komputasi