METALLURGI EKSTRAKSI

METALLURGI EKSTRAKSI

·      :';                        •                                                                  1                                              .

1. EKSTRAKSI TEMBAGA

Untuk mendapatkan metal yang lebih murni biasanya dilakukan cara metallurgi terpadu, atau dengan kata lain dilakukan penggabungan baik secara pirometallurgi, electrometallurgi maupun hydrometallurgi. Disamping mendapatkan metal utama , juga akan didapatkan metal sampingan yang tidak kalah pentingua dengan metal utama. Seperti halnya dalam ekstraksi logam tembaga akan didapatkan emas dan perak dan gas SO₂ yang dapat dijadikan produk samping.

a. Keadaan bijih                _

Bijih tembaga pada umumnya diklasifikasikan menjadi tiga kelompok, yakni sulfida ore, oksida ore maupun native ore. Ore yang sangat penting adalah sulfida ore, karena pada umumnya mempunyai kadar relatif tinggi. Mineral penting biasanya adalah : Chalcosite (Cu₂S ), Chalcopyrite ( Cu FeS₂), bornite (Cu,CuSFeS), covelite (CuS), disamping itu ada yang karbonat misalnya : Malachite ( CuCO₃ Cu (OH)), Azurite ( 2 CuCO₃ Cu (OH)₂ ).

Bijih tembaga terbentuk sebagai vein, yang tersebar di dalam batuan beku merupakan butiran-butiran kecil. Biasanya berassosiasi dengan silika (50-60 %), besi (10-20 %), sulfur (10 %) dan sejumlah kecil alumina , calsium, oksida, kobalt, selenium, tellurum, perak dan emas.

b. Proses pengerjaan

Konsentrasi tembaga biasanya dengan flotasi, dari proses ini diharapkan tembaga akan terpisah dari kotoran maupun mineral zinc, timbal, non sulfida. Sedangkan emas, perak akan ikut dalam konsentrat. Pada umumnya konsentrat berkadar 25-30 % Cu.

Sulphide konsentrat hasil flotasi masih mengandung besi dalam jumlah yang banyak ( perhatikan komposisi bornite dan chalcopyrite). Disamping itu masih ada logam impuritis lainnya. Untuk dapat diambil metalnya maka dilakukan ekstraksi melalui tiga tahap , yakni : smelting dalam reverberatory furnace untuk mendapatkan matte ( Cu₂S FeS) , conversion / Bessemering : merupakan proses dari matte untuk dijadikan blister copper ( crude copper) , dan refining untuk mendapatkan tembaga murni

b.l. Roasting

Roasting terhadap konsentrat tembaga hasil flotasi berguna untuk menghilangkan sulfur, disamping itu dapat juga menghilangkan impuritis yang mempunyai sifat

6

volatile. Dengan adanya pemanggangan maka ZnS, PbS dan FeS akan berubah menjadi ZnO, PbO maupun FeO yang akan keluar sebagai slag.

Karena ikatan Cu dan S membentuk CuS, maka diupayakan sewaktu pemanggangan tidak teroksider, karena hal ini penting sekali dalam pembentukan matte. Roasting dalam matte smelting dijaga agar berlangsung sebagian , dengan tujuan agar tidak seluruh FeS menjadi FeO sehingga FeS nanti dapat bereaksi dengan CuO membentuk CuS dan FeO. Dengan demikian proses pembentukan matte akan lebih baik..

b.2. Smelting

Smelting dilakukan dalam reverberatory furnace dengan cara simple smelting Sebagai umpan adalah konsentrat hasil flotasi, limestone sebagai fluks dan bahan bakar dapat digunakan batubara bubuk maupun coke yang dapat berfungsi juga sebagai reduktor. Umpan dimasukkan dari bagian atas tanur, dengan adanya panas maka akan terbentuklah molten metal yang terkumpul dalam hearth.

Produk peleburan berupa :

Matte : merupakan sulfida Cu dan Fe sebagai Cu₂S dan FeS, -biasanya mengandung 35-45 % Cu sebagai Cu₂S dan 20-30 % Fe sebagai FeS. Matte dikeluarkan lewat lubang pengeluaran yang letaknya di bawah, sebab matte ini lebih berat dari produk yang lain.

Slag : Terdiri dari oksida Fe, Zn, Pb dan silikat yang membentuk massa "fussible mass" yang umumnya masih mengandung 0,35-0,5 % Cu. Karena massanya lebih ringan maka slag ini letaknya diatas, sehingga secara kontinyu dapat dikeluarkan lewat lubang yang letaknya di atas..

Flue dust dan fumes : Jika produk ini dibiarkan keluar tanpa ada penanganan maka akan menimbulkan masalah lingkungan, oleh sebab itu pertama ditangkap debunya dengan menggunakan filter bag, electrostatic precipitator, water spray, cottrel, cyclon dll. Gas yang masih mempunyai panas dengan temperatur sekitar 1100 -1300^° C, dialirkan melalui steam boiler untuk menggerakkan turbo electric generator, atau untuk pekerjaan preparasi seperti roasting kalsinasi dll.

Hal yang perlu diperhatikan dalam smelting adalah:

*   Semua CuO, CuS, CuSO₄ yang ada dalam umpan akan diubah menjadi Cu₂S melalui bermacam-macam reaksi.

*   Sulfur yang tidak berikatan dengan Cu dan Fe akan dikeluarkan sebagai SOx

3 Fe₂0₃ + FeS----- > 7 FeO + SO₂

*   Lime, Mg, Al akan masuk ke slag dalam bentuk silikat

*   Logam mulia akan masuk ke matte sebagai sulfida

*   As, Sb, Te, Zn, Se dalam reaksi oksidasi ataupun reduksi biasanya akan lari ke fumes atau terbentuk sebagai sulfida

*   Ni akan lari ke matte sebagai sulfat

Di dalam matte smelting, hal yang perlu diketahui adalah :

* Afanitas besi terhadap oksida sekitar dua kali afanitas tembaga Afanitas tembaga terhadap sulfur akan lebih besar daripada besi

*      Apabila Cu₂S dalam matte tinggi, ada kemungkinan kehilangan Cu dalam slag juga besar sebagai CuO, namun apabila kadar Cu₂S dalam matte rendah, berarti pemisahan antara Cu dan Fe akan lebih sulit sehingga membutuhkan biaya yang lebih besar.

b.3. Conversion/ converting/ bessemerizing

Pengubahan matte ke blister copper digunakan cara metode bessemer, dengan menggunakan cylindrical converter atau pierce smith. Umpan ditambah dengan fluks dimasukkan ke converter dalam keadaan panas dan dihembuskan udara melalui tuyeres yang terletak dibagian bawah converter. Prosesnya adalah oksidasi dan berlangsung dua tahap :

* Pembentukan slag

FeS hasil smelting akan teroksidasi dengan reaksi sbb :

FeS + 3/2 0_{2----------------} > FeO + SO_{2 ..........................................} (1)

FeO ini masuk kedalam slag. Silika yang ditambahkan kedalam converter untuk mengikat besi agar menjadi besi silikat (slag) , karena SG biasanya rendah maka akan mengapung dan dilakukan skimming, sehingga slag ini dapat dipisahkan dan metalnya. Slag ini masih mengandung 6 % Cu, sehingga harus dikembalikan kedalam reverberatory untuk dilebur kembali.

*. Pembentukan blister copper

Tahap kedua adalah pembentukan blister copper. Di dalam converter matte dihilangkan FeS nya sehingga tinggal Cu2S yang disebut blister copper. Apabila blister copper dioksidasi kembali akan membentuk Cu yang disebut white metal _

Cu₂S + 0₂--------- > 2 Cu + SO_{2..............................................................} (2)

Sebenarnya blister copper mengandung impuritis yang berupa sulfur, besi, lead, bismuth, arsenik, cobalt, juga logam mulia seperti emas dan perak. Impuritis ini akan mempengaruhi sifat fisik maupun mekanis terutama sifat kelistrikan. Oleh karena itu perlu dilakukan pemurnian (refining) :

*      Pemurnian

Ada dua tahap pemurnian, yaitu Fire refining yang dilakukan dengan cara peleburan untuk menghilangkan impuritis yang berupa S, Cd, Zn, Mg, Al, Fe, Sn, Pb, As, • Sb. Sedangkan pemurnian kedua disebut electro refining, yaitu proses elektrolisa dengan tujuan untuk menghilangkan Se, Te, Be, Ni, Ag, Au.

Fire refining pada umumnya masih harus dimurnikan lagi dengan jalan elektrolisa. Fire refining dilakukan dengan tujuan :

- Untuk menghilangkan elemen yang mengganggu dalam electro refining

- Untuk membuat anoda dengan jalan pengecoran

- Untuk mernbuat tembaga yang sedikit mengandung oksigen , yang diperlukan dalam bidang perlistrikan.

- Untuk membuat anoda dan produk yang dihasilkan dapat dibentuk sebagai billet, slab, kawat dll.

Fire Refining :

Proses ini dilakukan dalam reverberatory furnace, untuk menghilangkan impuritis dilakukan dengan jalan mengoksidasi blister copper, sehingga impuritis yang teroksidasi akan terbentuk menjadi slag. Proses ini melalui dua tahap :

Tahap I : merupakan tahap oksidasi terhadap impuritis yang dilakukan dengan jalan meniupkan udara melalui pipa dan dimasukkan molten metal kedalam tanur. Hal ini dilakukan agar lubang udara tidak tersumbat. Tahap pertama ini disebut sebagai tahap oksidasi atau disebut tahap flapping.

Tahap II. Pada tahap ini dinamakan tahap reduksi atau poling. Proses ini lebih ditekankan pada copper oksigen yang ditambahkan coke, green timber dan

oksigen yang tinggal bersama tembaga diharapkan tinggal 0,025 - 0,05 % saja.
Hasilnya dicetak sebagai anoda atau bentuk komersial lainnya.

Electro refining

Tujuan dilakukan electro refining adalah :

- Emas dan perak dapat diproduksi sebagai hasil sampingan

- Apabila produk yang dihasilkan akan dimanfaatkan sebagai bahan perlistrikan Hasil pemurnian tembaga secara peleburan ( fire refining) yang telah dibentuk sebagai anoda, disusun dalam tangki yang dilapisi dengan timbal. Sebagai elektrolitnya adalah : acidified copper sulphate, yang merupakan larutan terdiri dari 40 gram tembaga, 160 gram asam sulfur, dalam setiap liter, atau jika dinyatakan dalam suatu perbandingan dapat berupa 4 % tembaga, 16 % asam sulfur yang dicampur dalam keadaan temperaturnya 140^° F. Sebagai katoda adalah lembaran tembaga murni yang dipasang diantara anoda. Katoda ini tipis seberat 10 lbs. Apabila dialiri arus listrik maka tembaga yang ada pada anoda akan terurai dan bergerak rnenuju ke katoda dan diendapkan sebagai tembaga murni.

Reaksi pada anoda :

Cu solid---------- > Cu⁺⁺ (kation) + 2 e
Reaksi pada katoda :

Cu (kation) + 2 e----------- > Cu ( solid )

Pada umumnya voltage yang dibutuhkan ialah 0,30 - 0,35 V, sedangkan current density yang digunakan = 15 - 20 ampere / sq ft , dan didapat kadar Cu = 99,95 % Logam mulia tidak larut , tetapi akan terkumpul sebagai slime yang selanjutnya diproses untuk didapatkan emas dan perak. Sedangkan elektrolitnya banyak mengandung bismuth dan nikel, yang akan mengganggu jalannya elektrolisa, maka

9                                                Jr

harus diganti secara kontinyu. Kalau elektrolitnya dibiarkan jenuh maka tembaga akan mengendap bersama bismuth pada elektrolit. Untuk membantu agar arus listrik tidak terhambat, maka harus dipanaskan antara 50-60 ° C.

2. EKSTRAKSI TIMAH PUTIH

Mineral utama timah putih adalah cassiterite ( SnO₂ ) dilakukan pengolahan dengan menggunakan jig, shaking table, sluice box, humphrey spiral, setelah dikeringkan dilakukan pengolahan kering dengan elektrostatik separator dan magnetic separator., sehingga didapatkan konsentrat minimum berkadar 70-72 % Sn.

Ada beberapa tahap pengolahan Timah putih.

Tahap pertama

Pada tahap pertama ini alat yang digunakan adalah reverberatory furnace. Sebagai umpan adalah konsentrat timah putih yang kadarnya 72 % Sn, batubara dan limestone. Temperatur operasi sekitar 1200°C, dilakukan peleburan selama 10-12 jam. Setelah itu dilakukan penuangan dengan hasil impure metal dan slag. Slag biasanya masih mengandung SnO₂ = 35 %, Ca0 = 25 % dan FeO = 12 %, oleh karena itu slag dilebur kembali dengan menggunakan reverberatory furnace II dengan ditambah scrap iron agar terbentuk hardhead alloy ( 80 % Sn , 20 % Fe). Kehilangan Sn dalam peleburan karena lari ke slag pada peleburan pertama cukup tinggi , karena SnO₂ tereduksi membentuk SnO ( slag).Sedngkan pada peleburan II Hardhead alloy ini dikembalikan lagi ke reverberatory furnace I untuk dilakukan peleburan ulang.

Tahap kedua

Tahap ini merupakan refining terhadap impure metal. Hasil peleburan pertama yang masih mengandung Sb, Fe, As, Pb, Bi, dan Cu untuk memisahkan ini dapat dilakukan :

a.    Liquation

Impure metal didinginkan sampai di bawah titik bekunya, kemudian dimasukkan kedalam suatu tanur yang ada saringannya dan dipanaskan sampai 232^° C. Dengan adanya pemanasan ini maka Sn akan meleleh yang kemudian diikuti Pb, Bi, sedangkan As, Sb dan Co membentuk dross,

b.    Boiling

Hasil dari liquation ada dua macam, yakni dross dan metal yang belum mumi. Untuk melelehkan Sn yang murni maka dilakukan boiling dengan menghembuskan panas ke metal sehingga mendidih. Maka Bi akan teroksidasi dan mengapung diatas dapat dipisahkan dari Sn dan Pb. Dros yang berupa PbO akan mengapung yang dilakukan skimming, sehingga tinggalah Sn yang berkadar 99,90 % Sn.

10

c. Electrolisa

Sebagai electrolit digunakan gluo silicid acid atau hydro flue silicid acid. Electrolisa dilakukan dalam suatu tangki yang dilapisi Pb. Sebagai anoda adalah impure metal, sedangkan sebagai katoda adalah timah yang murni. Maka anoda akan terurai dan timahnya akan mengendap ke katode dengan kadar mencapai 99,99 % Sn.

Sifat timah dan penggunaan:

*    Tahan korosi, sehingga dapat melapisi metal lain (pelapis kaleng)

*    Titik lelehnya rendah, maka dapat untuk solder/ alloy sebagai bronze

*    anti gesekan tinggi dapat digunakan untuk bearing metal

Diagram alir pengolahan timah putih dapat dilihat dalam Gambar 3.1.

Gambar 3.1.

Diagram alir pengolahan Timah putih

Tatiap pertama

Dilakukan roasting (pemanggangan) dan sintering dengan menggunakan rotating hearth furnace untuk menghilangkan sulfur. Roasting ini dilakukan pada temperatur 750^° C . Hasil pemanggangan ( NiO) dimasukkan kedalam suatu tanur reducer yang bertemperatur 400^° C, dimana dalam tabung tersebut dimasukkan water gas ( H₂) yang akan mereduksi NiO dengan reaksi :

NiO + H2		> Ni + H2O

Kemudian nikel yang terbentuk direaksikan dengan CO sehingga membentuk Nikel carbonil di dalam tabung yang bernama volatizer, dengan reaksi :

Ni + 4 CO----------- > Ni ( CO₄ (gas)

Dekomposisi dari gas nikel carbonyil terjadi pada temperatur 180^° C di dalam tabung yang dinamakan decomposer . Hasil yang didapat berupa nikel murni dalam bentuk pellet dan gas CO yang dikembalikan ke volatizer untuk membantu terbentuknya gas nikel carbonyl.

Nikel yang dihasilkan dari proses elektrolisa dan mond process bersifat brittle karena mengandung sulfur pada sekitar butirannya. Desulfurisasi dapat dilakukan dengan menambahkan mangaan atau magnesium, sehingga dapat dibentuk lembaran, rod maupun kawat.

c.    Hidrometallurgi

Endapan nikel dapat juga berassosiasi dengan besi, tembaga dan logam mulia. Untuk nikel yang berkadar 1,5 % Ni dapat dilakukan pelarutan (leaching process) dengan terlebih dahulu dilakukan penggilingan dengan menggunakan ball mill. Bijih kemudian di roasting di dalam multi hearth mechanical roaster, hasilnya dicampur dengan ammonia carbonat yang berupa larutan di dalam aeration tank. Nikel akan terlarut , sedangkan besi akan teroksida dan mengendap.

Pulp dimasukkan kedalam thickener sehingga terpisahkalah antara larutan kaya dengan endapannya. Larutan nikel dialiri dengan uap maka ammonia yang sifatnya volatil akan terdistilasi dan nikelnya akan-berupa endapan nikel carbonat.

PENGOLAHAN BIJIH MENJADI NIKEL MATTE

a.    Pengolahan bahan galian

Bijih hasil penambangan yang mempunyai kadar 1.2 % Ni dihancurkan dan dilakukan pengayakan , kemudian digiling dengan menggunakan rod mill. Hasil penggilingan dimasukkan kedalam classifier, untuk yang berukuran halus dilakukan konsentrasi dengan cara flotasi, sehingga didapat konsentrat nikel dan tembaga

b.   Piro metallurgy

Secara uinum konsentrat nikel dikeringkan dan dimasukkan dalam flash smelting, produknya dimasukkan dalam converting sehingga didapatkan nikel tembaga

matte. Setelah dipisahkan dari slag maka dilakukan penggilingan untuk dilakukan flotasi sehingga didapatkan nikel matte dan tembaga matte.

Pemanggangan ( Roasting)

Konsentrat dipanaskan sampai suhu tertentu dalam udara terbuka ( ditambah dengan oksigen). Dengan adanya proses pemanggangan ini maka belerang akan membentuk SO₂, sedangkan sebagian sulfida besi diupayakan berubah menjadi besi oksida (roasting sebagian). Alat pemanggangan dapat berupa : multi hearth roaster, flui bed roaster, sintering machine roaster maupun rotary kiln.

Peleburan (smelting)

Peleburan ini untuk mendapatkan nikel matte, slag / terak, maka untuk mendapatkan terak ditambahkan bahan imbuhan (fluks). Dengan mendasarkan atas berat jenisnya maka dapat dipisahkan antara slag dengan nikel matte. Alat smelting yang digunakan dapat blast furnace, reverberatory furnace, fish furnace maupun electric smelting furnace.

Converting

Proses ini sebenarnya untuk memisahkan antara Fe dengan Ni, yaitu dengan jalan memasukkan nikel matte cair panas kedalam converter dan dihembuskan udara, sehingga besi akan teroksida menjadi besi oksida yang nantinya menjadi terak. Maka untuk mendapatkan terak ini biasanya ditambahkan fluks berupa silika. Belerang akan bersenyawa dengan oksigen membentuk SO₂. Alat converting yang digunakan dapat berupa horizontal side blown converter atau top oxygen blown rotary converter. Hasil converter didinginkan sehingga dapat dipisahkan antara nikel sulfida dengan tembaga sulfida. Nikel sulfida apabila dilakukan pemanggangan maka akan didapatkan nikel oksida sinter, dan bila dilakukan proses elektrolisis maka didapatkan electrolytic nikel. Tetapi manakala dilakukan Mond proses maka akan didapatkan carbonyl pellet.

CATATAN

- Matte mengandung : 35 % Ni, 12 % Cu, 25 % Fe dan 24 % S

- Hasil converting mengandung : 63 % Ni, 28 % Cu, 0,4 % Fe dan 7 % S

PROSES HIDROMETALLURGI

Sebagai umpan adalah konsentrat nikel, dapat juga berupa nikel matte yang digerus halus. Dalam proses hidrometallurgi ini digunakan pelarut : Ammoniacal ammonium sulphat, dan digunakan horisontal multi compartement autoclaves. Proses akan berlangsung pada tekanan 8 ATM dan suhu 90⁰ C.

Proses leaching (pelindian) dan pemisahan dilakukan dalam dua tahap yakni pada tahap pertama adalah mengupas / memisahkan tembaga dengan jalan mendidihkan larutan pada tekanan 1 Atm dan suhu sekitar 150^° C serta menambahkan sedikit H₂S.

Tahap yang kedua terhadap larutan yang telah bebas tembaga dilakukan oxydrolisis atau deoksidasi dan dehidrolisasi secara bersamaan , hal ini dilakukan untuk rnengubah larutan nikel agar mudah direduksi.

c.                   Reduksi

Ada 4 tanur pereduksi , 3 tanur berdiameter 5,5, m panjangnya 100 m, scdangkan yang satunya berdiameter 6 m dan panjangnya 115 m. Pemanasan dalam tanur mencapai 1275^°C atau 1830^° F. Di dalam tanur ini terjadi proses dehidrasi dan proses reduksi, serta terjadi persenyawaan antara belerang dengan besi dan nikel dalam bijih.. Minyak yang berkadar belerang tinggi disemprotkan kedalam tanur untuk menyempurnakan proses reduksi. Seluruh minyak yang digunakan ada 38 % melewati burner, 49 % melewati limbah oil lance dan 13 % melewati side burner.

Gas yang keluar dilewatkan cyclon ( multi cyclon) yang mampu menahan debu 70 % yang mana debu ini disalurkan ke pengering. Sisa gas yang tertahan dalam scrubber basah yang mempunyai effisiensi sebesar 90 % . Sedangkan endapan yang tertahan oleh scrubber disalurkan ke kolam akan menghasilkan produk dengan mengandung 55 % uap basah, yang dikembalikan ke pengering bersama debu maupun bijih yang basah.

b.   Pelebu ran

Pre reduksi gunanya untuk mengurangi beban endothermic bagi tanur listrik, sehingga meningkatkan kapasitas peleburan bijih. Diupayakan calcine yang tereduksi dimasukkan ke tanur listrik dalam keadaan tertutup agar tidak teroksidasi lagi ( mengalami re oksidasi). Calcine panas dimasukkan ke surge bin yang berada di bawah tanur, kemudian dipindahkan kedalam kontainer yang dilapisi dengan refractories dan dapat menyimpan 20 ton calcine.

Container diangkat dan dibuka tepat pada feed bin tanur. Tanur listrik ini dibuat oleh ELKEM berbentuk bulat dengan diameter 18 m , setiap tanur mempunyai 3 buah elektroda berdiameter 2 m, yang berfungsi menghantarkan listrik sarnpai 36 megawatt. Dinding tanur dilapisi dengan tar-impregnated 95 % MgO brick. Alat ini dilengkapi dengan skimming block yang terbuat dari tembaga dengan pendinginan air ( water cooler). Sedangkan tapping block terbuat dari " non wetting ramming material" yang mengandung silicon carbide.

Pada saat lampau terak dapat menimbulkan korosi terhadap pelapis bata tahan apt:

-     Slag dengan perbandingan SiO₂ / MgO = 2,2, - 2,4 terlalu bersifat asam untuk refractory yang bersifat basa

-     Temperatur liquidus terak masih relatif rendah

-     Suatu " superheat" diperlukan untuk melumerkan peridotit

Maka dengan adanya hal ini dilakukan dua langkah penting untuk melindungi refractory dari korosi.

*      Derajad keasaman dikurangi, yakni perbandingan antara Si0₂/ MgO = 1,9, liquidus naik 50^°C, temperatur skimming tetap 1530°C

*      Water cooled copper finger digunakan sebagai pengganti proses pendinginan pada dinding tungku.

d. Konversi ( Converting)

Semula PT INCO menggunakan 3 buah Top Blown Kaldo type rotary converter ( TBRC). Hasilnya belerang berkadar rendah, tetapi mempunyai beberapa kelemahan, diantaranya

* Biaya perneliharaan tinggi

 * Biaya penggantian refractories juga tinggi

Oleh karena itu sekarang digantikan " Side Blown Pierce Smith (PS)", dengan menggunakan alat ini terak/ slag hanya mengandung nikel lebih kecil dari 0,8 %.

PENGOLAHAN BIJIH MENJADI FERRO NICKEL DI POMALAA

a.  Pra olahan

Bijih nikel basah ( 320.000 ton) , anthrasite sebagai reduktor (30-40 Kg) / ton bijih basah, dan batukapur (20-40 Kg)/ ton bijih basah sebagai fluks.

Bijih basah dari tambang yang sudah berada di stockyard diumpankan ke shake out machine (SOM). Boulder yang berukuran lebih besar dari 30 Cm dipisahkan, sedangkan yang - 30 Cm diangkut ke ripple screen (RFS) dengan belt conveyor. Sedangkan bijih yang berukuran - 5 Cm bersama-sama dengan hasil impeller breaker dimasukkan ke bin yang berkapasitas masing-masing 120 ton. Anthrasit dan kapur mengalami proses yang sama dengan bijih , akhirnya dimasukkan ke bin yang mempunyai kapasitas 70 ton. Agar perbandingan memenuhi , maka masing­-masing bin dipasang weightometer

b. Kalsinasi

Bahan baku yang telah ditimbang dimasukkan ke rotary kiln untuk dikalsinasi. Ukuran rotary kiln diameternya 4 m , pada bagian dalamnya dilapisi dengan bahan tahan api setebal 20 Cm. Alat ini dilengkapi dengan burner yang dipasang pada ujung pengeluaran ( discharging end), sehingga gradien temperatur akan naik menuju ke titik terpanas ( ± 10 m ). Bahan bakar digunakan hevy oil (MFO) sekarang dipakai " Coal firing plant " berupa batubara. Pada rotary kiln , air kelembaban dan zat terbang dapat berubah menjadi gas. Kapasitas rotary kiln ini 40 ton bijih panas/ jam. Rotary kiln dilengkapi penangkap debu, terdiri dari : Dust chamber, multi cyclon, cotrell. Debu yang ditangkap dimasukkan kembali ke kiln setelah dilakukan proses pelletisasi di dalam pelletizer

c.  Peleburan

Digunakan dapur listrik berukuran 15 m , berkapasitas 18 megawatt, bagian dalamnya dilapisi " Magnesia brick" . Calcined ore dari rotary kiln (800°C) se­belum diumpankan ke dapur listrik, diangkut dengan sistem "container car over head crane" kedalam 9 buah top bin yang berkapasitas masing-masing 50 ton, dilengkapi dengan chute = 24 buah yang kakinya terpasang mengelilingi atap dapur listrik. Di dapur listrik terjadi proses peleburan kalsin dan reduksi semua oksida yang terkandung dalam bijih oleh anthrasit dan batubara melalui reaksi :

NiO + C--------- > Ni + CO Co0 + C------ >Co+CO Fe2O3 + C------- > 2 FeO + CO Fe0 + C--------- > Fe + CO

( 95 % N i  t e r e d u k s i )               ( 95 % C o  t e r e d u k s i ) ( 100 % Fe203 tereduksi ) ( 60 % FeO tereduksi )

Cr203 + 3 C	-- > 2 Cr + 3 CO	(	20	% Cr203 tereduksi)
P205 + 5 C	- > 2 P + 5 CO	(	90	% P205 tereduksi)
Mn0 + C	> Mn + CO	(	20	% MnO tereduksi)_
Si02 + C--------	>Si+ 2 CO	(	20	% Si02 tereduksi)

Oksida yang tidak tereduksi akan diikat oleh Ca0 membentuk slag. Pemisahan antara ferronickel dan slag dalam dapur listrik berlangsung karena perbedaan SG Slag mempunyai berat jenis = 2,6 terletak di atas, sedangkan ferronickel (BJ=6,9) terletak di bawah.. Biasanya lapisan slag setebal 1-1,5 m, sedangkan lapisan ferronickel 40-80 cm.

Slag dikeluarkan dari dapur listrik setiap 90.000 Kwh sebanyak 90 ton/setiap pengetapan, dialirkan dan disemprot dengan air hingga tergranulasi ( berbutir dengan ukuran 5-10 cm)

Ferronickel di tap dari dapur listrik dan ditampung dalam ladle berkapasitas 18 ton kemudian dimurnikan.

     

d. Pemurnian

     Pemurnian dilakukan untuk menghilangkan unsur pengotor seperti sulfur, carbon, silicon dan fosfor. Proses penghilangan sulfur (de sulfurisasi) dilakukan dengan proses “Rhein Stall”, yaitu menambahkan karbid dan soda abuu untuk mengikat sulfur yang terkandung dalam metal. Produk de  untuk mengikat sulfur yang terkandung dalam metal. Produk de sulfurisasi adalah logam ferronickel arang tinggi (H/C) yang komposisinya disesuaikan dengan pasar. Untuk pembuatan ferronickel arang rendah (L/C) perlu dilakukan penghilangan unsur Si (de silikonisasi), C (dekarbonisasi) dan P (de fosforisasi), yang dilakukan dalam “shaking converter” yang berkapasitas 20 ton.         

     Kedalam logam ferronickel cair dihembuskan 0₂, sehingga unsur Si, C dan P teroksidasi membentuk Si0₂, CO, dan P₂0₅, yang kemudian akan diikat oleh Ca0 membentuk slag. Pemisahan slag dengan ferronickel murni ( FENI) dilakukan skimming)

Tabel 3.1.

Spesifikasi Ferronickel

Unsur	HC ingot (%)	LC ingot (%)	LC shot (%)
Ni	18,72	21,41	21,07
Co	0,30	0,34	0,36
Si	1,18	0,10	0,08
C	2,21	0,006	0,006
S	0,003	0,013	0,010
Cr	1,65	0,08	0,07
Mn	0,04	Trace	trace

Sifat fisik Nikel :

- keras dan kuat, tahan korosi, SG = 8,8 dan Melting point = 1455^°C

Kegunaan Nikel

*   Paduan nikel - tembaga

Perpaduan antara nikei dengan tembaga dalam berbagai perbandingan) merupakan paduan yang tahan terhadap korosi dan sifatnya liat. Sihingga dapat diproduksi dalam bentuk lembaran , lempengan maupun kawat. Paduan antara 67 % Ni dan 30 % Cu dikenal sebagai monel, berwarna putih, tensile strength nya 35 ton/ m², banyak digunakan untuk fire box lokomotif, pompa, klep, parang maupun hiasan.

*   Paduan Nikel - perak

Paduan nikel - perak dengan perbandingan 10-30 % Ni dan 50-65 % Perak dikenal sebagai spons maupun fork, dapat digunakan sebagai fitting, dekorasi rumah.

*   Paduan nikel - Chromium

Paduan ini dibentuk dengan tujuan agar tahan temperatur tinggi, dikenal dengan nama NIMONIC yang terdiri dari 80 % Ni, 20 % Cr. Biasanya ditambah dengan Ti, Al, Fe, Si. Paduan ini tahan temperatur 1000^° C , digunakan untuk rotor, blades, lampu tabung, jetpipi, roket.

*   Paduan Nikel - besi

Bersama besi membentuk baja nikel yang dikenal sebagai STAINLESS STEEL, dengan jumlah nikel 50-60 %. Penambahan nikel pada besi berarti mengurangi sifat kemagnitan besi, bahkan bila nikel ditambahkan 28-30 % paduan antara nikel- besi tidak bersifat magnet lagi. INVAR, merupakan carbon steel magnet, perpaduan antara nikel , Al dan cobalt dengan perbandingan 15-20 % Ni, 8­12 % Al, 12-24 Co. Paduan ini dapat digunakan untuk peralatan listrik, load speaker, motor listrik dan radar.

3.4. EKSTRAKSI ZINC

Mineral yang penting adalah sphalerite (ZnS) yang biasanya berassosiasi dengan PbS atau sulfida lainnya. Disamping itu mineral franklinite ( ZnO, MnO, Fe₂0₃) termasuk mineral zinc tetapi tidak begitu penting. Kandungan Zn dalam ZnS sekitar 3 %

Pemisahan pertama dilakukan dengan differential flotation , dapat juga dilakukan dengan metoda konsentrasi gravimetri .

a. Smelting

Zinc melebur pada 419°C dan mendidih pada 906^°C, sedangkan untuk mereduksi bijih dibutuhkan temperatur 910-930^°C, dimana zinc dalam keadaan menjadi uap. Uap hasil pemanasan ini dikondensasikan sehingga didapat zinc dalam keadaan cair.

Sebelum dilakukan smelting perlu dilakukan roasting yang dapat mengubah ZnS menjadi ZnO yang nantinya direduksi dengan karbon atau karbon monoksida.

1. Roasting ( pemanggangan)

Roasting dilakukan dalam flash roaster atau multiple hearth roaster terhadap bijih zinc sulfida dan diubah menjadi bijih oksida. Dalam pemanggangan ini diharapkan sulfur yang jumlahnya sekitar 30 % dapat direduksi hingga menjadi 8 % saja. Setelah proses pemanggangan ini dilakukan proses sintering ( penggumpalan) , karena juga dilakukan pemanasan maka diharapkan sulfurnya tinggal 1 % saja

Reaksi pada roasting : ZnS + 3/2 0_{2----------------------} > ZnO + SO₂

Gas SO₂ dialirkan ke pabrik asam sehingga dapat diubah menjadi super phosphat maupun ammonium sulfat yang merupakan bahan untuk pupuk.

1.  Retorting

_.Untuk mengolah zinc dapat digunakan retort, yang mana retort ini ada dua

·      macam, yakni horizontal retort dan vertikal retort

i. Horizontal retort

Sebagai umpan adalah hasil sintering ditambah coke atau batubara. Campuran ini dimasukkan kedalam retort yang dilapisi dengan fire clay (jenis bata tahan api) atau silicon carbide. Campuran sinter dengan batubara dipanaskan , sehingga timbul gas , yang mana gas pertama kali yang timbul adalah gas dan batubara yang terbakar, kemudian gas ini mereduksi ZnO dengan reaksi :

ZnO + C---------------- > Zn + CO.....................................	(	1 )
Dapat juga terjadi reaksi bertahap :
ZnO + CO-------------- > Zn + CO2...............................................	(	2 )
Karbon dioksida direduksi menjadi karbon monoksida CO2 + C---------------- > 2 CO...........................................	(	3 )

Perlu diperhatikan bahwa karbon dioksida mudah sekali mengoksidasi zinc sehingga membentuk kembali ZnO , yang mana hal ini terjadi pada dibawah 1000^°C. Pada temperatur 1000°C keatas gas yang terbentuk sedikit mengandung karbon dioksida, maka sebaiknya proses retorting harus dilakukan pada temperatur di atas 1000°C., hanya saja konsekuensinya membutuhkan panas yang relatif besar

Campuran antara sinter dengan batubara merupakan material yang tidak begitu konduktor , sehingga panasnya tidak begitu cepat merata, maka dalam meletakkan material ini dibuat ketebalannya tipis agar pemanasan cepat merata.

Pada pekerjaan yang besar-besaran dinding retort dapat menangkap karbon dioksida, sehingga dapat mengurangi proses oksidasi kembali terhadap Zn..

Gas yang mengandung Zn ini di kondensasikan sehingga didapatkan Zn dalam keadaan cair.

a.                   Di dalam reflux (A) , zinc dan cadmium akan menguap dan ditangkap oleh kondenser (G) untuk dicairkan lagi. Sedangkan besi dan lead tetap tinggal dalam bentuk cair , ditampung dalam tempat penampungan (J)

b.    Zinc dan cadmium dimasukkan ke reflux (B) untuk dipanaskan

c.    Di dalam reflux (B) cadmium akan menguap dan dikondensasikan pada kondenser (H), sedangkan zinc masih dalam bentuk cair dan ditampung dalam penampungan zinc murni.

5. Elektrolisis

Suatu cara lain untuk mendapatkan metal zinc adalah dengan cara elektrolisis. Hal ini dapat dilakukan apabila biaya untuk sewa tenaga listrik lebih murah daripada biaya untuk bahan bakar dalam proses retorting. Lead biasanya sangat korosif terhadap refraktori, oleh karena itu pengolahan biasanya dilakukan dengan cara elektrolisis.

Bijih sebelum dilakukan elektrolisis dilakukan pemanggangan terlebih dahulu baru kemudian dilarutkan dengan asam sulfur untuk mendapatkan zinc sulfat. Larutan ini kemudian dilakukan electrowinning, sehingga didapatkan metal zinc.

a.  Roasting

Zinc yang akan dilarutkan dalam sulfuric acid perlu dipanggang untuk nantinya mengubah dari sulfida menjadi larutan asam oksida. Apabila pemanggangan ini dilakukan secara hati-hati maka akan didapatkan zinc sulfat dengan reaksi sbb :

ZnO + SO₂ + 0,5 0_{2-----------------} > ZnSO₄

Hal ini sangat diinginkan karena akan menambah terbentuknya zinc sulfat.

Temperatur pemanggangan dibuat 600-700^°C . Apabila temperaturnya terlalu
tinggi maka akan terbentuk ferrite ( ZnO Fe₂O₃ ) yang mengandung besi. Zinc oksida bila dalam bentuk larutan asam sulfat merupakan sumber utama hilangnya metal zinc. Besi yang ada dalam ore sebagai sulfida mudah sekali teroksidasi pada temperatur rendah, baru kemudian zinc sulfida, Oleh karena itu perlu dilakukan secara hati-hati.

b. Leaching. ( pelindian)

Ore hasil roasting dilakukan pelarutan dalam asam sulfat yang nantinya berfungsi
sebagai electrolytenya, disamping itu banyak juga metal lain yang ada dalam larutan seperti arsenic, antimony, besi, alluminium, tembaga, semuanya bercampur dengan zinc oksida dan zinc sulfat. Dengan adanya metal lain yang ikut larut , hal ini akan menghambat mengendapnya zinc dalam katode.

c.  Solution dan purification

Ore hasil pemanggangan yang sudah dilarutkan tentunya tidak semuanya menjadi
larutan, sebab ada metal lain yang tidak larut. Untuk memisahkan antara larutan dengan padatan digunakan thickener, namun sebelum dimasukkan kedalam thickener terlebih dahulu dimasukkan kedalam agitator yang dilengkapi dengan air lift maupun rake sebagai pengaduk. Overflow dari proses thickening yang

merupakan larutan zinc dilakukan purifikasi untuk memisahkan besi, alumnia dan antimoni. Sedangkan underflow nya dirnasukkan ke lead smelter untuk mendapat kan lead, silver, dan metal lain yang tak larut bersama-sama dengan zinc. Overflow thickener dicampur dengan lime untuk mengendapkan besi, alumina, arsenit, antimony yang dengan menggunakan filter dapat dipisahkan dari larutan. Setelah dilakukan pemisahan , larutan ditambah dengan bubuk zinc untuk mengendapkan tembaga dan cadmium, sedangkan untuk mengeleminir kobalt, kedalam larutan ditambahkan notroso naphtol

d. Elektrolisis

Biasanya digunakan tanki yang tahan terhadap asam dan dilapisi dengan lead, berukuran panjang 12-13 ft, lebar 3-4 Ft, kedalaman 4 ft. Electrolyte dialirkan dari shel yang satu ke shel yang lain dengan cara gravitasi. Anoda biasanya terbuat dari lead yang tipis setebal 0,5 inch, sedangkan katodenya berupa zinc yang tipis atau lembaran alluminium. Zinc sulfat electrolyte dilakukan dielektrolisa akan didapatkan endapan zinc, sedangkan larutan sulfatnya dikembalikan ke cell pertama untuk melarutkan sicn ore , sehingga terjadi cyclus. Proses ini dilakukan

selama 2-3 hari.                                    _

KEGUNAAN ZINC

Untuk alloy (sebagai brass ) campuran antara Cu dengan Zn. Untuk alloy (sebagai brass) , untuk peralatan / perlengkapan mobil seperti radiator, untuk atap suatu bangunan, alat cetak, reagent.

5. PENGOLAHAN TIMAH HITAM/ TIMBAL/ LEAD

Mineral utama dari timbal adalah Galena ( PbS) yang merupakan sulfida ore, sedangkan mineral karbonat yang penting adalah cerrusite. Timbal pada umumnya berassosiasi dengan perak, zinc, tembaga dan lain-lainnya.

Untuk memisahkan / mengkonsentrasikan tahap awal adalah digunakan flotasi, sehingga didapatkan konsentrat Pb dan juga konsentrat Zn. Disamping itu apabila ore nya berbutir kasar maka dapat dilakukan dengan cara konsentrasi gravitasi.

Lead sulfida tidak dapat langsung direduksi dengan karbon, hal ini disebabkan karena lead mempunyai afanitas yang besar terhadap sulfur baru kemudian terhadap karbon. Oleh karena itu PbS konsentrat pertama-tama harus diubah terlebih dahulu ke senyawa oksida dengan jalan dilakukan pemanggangan, baru oksidanya direduksi dengan karbon dalam tanur tiup.

Di dalam tanur tiup umpan harus dilakukan sintering terlebih dahulu (sebab hasil flotasi berbutir halus) sedangkan dalam tanur tiup akan ditiupkan udara, jika tidak digumpalkan maka umpan akan berhamburan sehingga banyak kehilangan metal.

1. Roast - sintering

Proses ini dilakukan dalam Dwight lloyd machine. Lead konsentrat hasil flotasi yang halus dicampur dengan fiuks dan air dimasukkan kedalam moving pellet machine , yang mempunyai reaksi :

PbS + 3/2 (02)		> Pb0 +S02

Dalam proses ini , air yang ditambahkan akan menguap sehingga mengakibatkan sinter menjadi porus , sulfur masih sekitar 2 %.

2 Smelting

Smelting dilakukan pada reverberatory furnace . Umpan yang terdiri sinter hasil roasting dan sintering , 10 % coke dan limestone (fluks) dimasukkan lewat bagian atas tanur tiup. Pada umumnya tanur tiup mempunyai lebar 4 ft panjang 15 ft dan tinggi 28 ft dengan jumlah tuyere 16-24 buah. Cruiceble dilapisi dengan refractory brick , sedangkan tanurnya dilengkapi dengan water jacket.

Limestone yang dimasukkan akan mengalami dekomposisi pada temperatur 1000­1200^° C , CO yang terbentuk dari reaksi antara coke dengan udara nantinya akan mereduksi lead oksida dengan reaksi :

C + 02 C + CO2			> CO2 > 2 CO

Proses reduksi lead oksida adalah sbb :

Pb0 + CO----- > CO₂ + Pb

2 PbO + C             CO₂ + 2 Pb

Calcium oksida hasil deomposisi limestone bersama-sama dengan FeO, A1₂0₃ dan SiO₂ akan masuk ke slag. Susunan hasil peleburan timbal dalam tanur tiup adalah sebagai berikut :

Lead Bullion , terletak paling bawah karena SG paling besar

Matte dengan kandungan Cu dan Fe sulfida

Speiss dengan besi, kobalt dan nickel

Slag dengan kandungan besi oksida , silika dan lime

Speisses adalah campuran antara molten metal yang mengandung arsenit dan antimonit.

Hasil lainnya adalah fumes dan flue dust yang keluar lewat bagian atas tanur tiup, yang biasanya masih mengandung 10 % lead dan sejumlah metal lainnya, oleh karena itu perlu ditangkap kembali Untuk menangkap kembali logam lead ini dapat dilakukan dengan

a. Cara settling ( pengendapan) : alat yang digunakan adalah siklon dust separator Cara kerjanya debu yang bercampur dengan gas dimasukkan lewat inlet dan diusahalan bahwa masuknya debu dan gas ini menyinggung dinding dalam

Molten bullion yang ada didalam kettle diaduk secara mekanis dan temperatur dijaga 400 ° C. Pada kondisi ini akan timbul dross / scum dan tembaga yang menjadi solid dan dilakukan skimming. Setelah itu akan timbul dross lagi yang dibiarkan tetap tinggal didalam kettle , karena dross yang kedua ini adalah lead dross yang kemudian ditambah dengan sulfur. Diharapkan dengan adanya drossing ini tembaga yang tinggal 0,01 % , namun didalam crude metal masih ada impuritis seperti arsenic dan antimonite serta perak.

Sebelum menghilangkan arsenite dan antimonite perlu dilakukan penghilangan perak . Softening (penghilangan antimonite dan arsenite) dilakukan didalam reverberatory furnace yang disebut " Harris process softening". Di dalam tanur pantul , metal dilelehkan dan ditambah udara serta dilakukan pengadukan. Pemasukan udara ini merupakan oksidator, sehingga terbentuklah impuritis yang mengapung dipermukaan berupa As₂0₃, SnO₂ dan Sb₂0₅.

Timbal cair panas dicampur dengan caustic soda dan nitre (sodium nitrat) akan terbentuk impuritis sebagai alkali oksida, sodium antimonite, sodium arsenat dan sodium stannate

Tabel 3.5-1

Perkiraan besarnya tonnage dan komposisi lead dalam pemurnian

Produk	ton	% Pb	% Cu	% As	`)/0 Sb	% Zn	Au,oz	Ag/to n
Lead bullion	100	98	0,5	0,2	1,0	-	0,05	80
Dross	0,3	55	30	5	0,6	-	0,01	15
Dross lead bullion	99,7	98,5	0,01	0,1	0,8	-	0,05	80
Softener slag	7,3	65,2	0,005	1,5	10,5	-	-	-
Soft lead bullion	92,4	99,9	0,005	0,004	0,02		0,005	84
Silver Zn Alloy	1	20	-	-	-	60	4,2	6000
De-Ag De-Zn lead	92	99,98	-	-	-	-	-	0,1
Marked lead	91,5	99,99	Tr	Tr	0,003	-	-	0,08
Antimonit lead ex softener slag	1,5	85	-	0,3	14	-	-	-
Retort    bullion   ex silver zinc alloy	0,3	45	1	-	-	6	9,6	16500

Pada Desilverisasi yang perlu diingat adalah :

a.       Perak lebih senang terhadap zinc daripada lead, sehingga akan terbentuk Ag-Zn

b.      Terak yang, terbentuk (Zn-Ag) dihilangkan dengan menambahkan charcoal kedalam terak, kemudian dipanaskan dalam retort pada temperatur 2200^°F, maka zinc nya akan menguap dan residunya berupa Ag atau kadang-kadang berupa camas..

6. PENGOLAHAN EMAS

Emas di alam terjadi bersama-sama dengan perak, tembaga, timbal dan juga zinc. Mineral utama adalah Tellurides, sylvanit, calaverite. Kegunaan dari emas adalah untuk alat pengontrol dalam peleburan, klep radio, uang, perhiasan.

Standar kemurnian emas dinyatakan dalam karat, yakni 24 karat. Apabila emas dikatakan 18 karat, berarti 18 bagian adalah emas , sedangkan yang 6 bagian adalah campurannya/ paduannya. Untuk perhiasan biasanya emas dipadukan dengan tembaga, perak bahkan kadangkala dengan zinc. Misal untuk cincin kawin 22 karat, ini terdiri dari 91,7 % emas, 6,3 % tembaga dan 2 % perak.

Standar emas dalam dunia metallurgi dinyatakan dalam "fine", yakni 1000 fine. (bila emas dalam keadaan murni ) . Jika emas dinyatakan dalam 900 fine, berarti 900 bagian adalah emas sedangkan 100 bagian adalah paduannya.

Teknologi proses ekstraksi bijih emas , pada umumnya ditentukan oleh sifat-sifat kimia, fisik dan mineralogi dari bijih yang akan diolah. Ada beberapa teknologi yang banyak dikembangkan di Indonesia ini, yaitu proses amalgamasi, cyanidasi, flotasi, gravity konsentrasi (palong bertingkat, panning) dan peleburan

Proses amalgamasi umumnya dilakukan untuk bijih atau untuk konsentrat yang berkadar tinggi ( > 20 gram / ton ) dan mempunyai ukuran butir emas yang relatif besar yaitu > 74 mikron , meskipun demikian perolehannya hanya sekitar 40-­60 % saja.. Sedangkan proses cyanidasi pada umumnya dilakukan untuk bijih oksida yang mengandung emas dengan kadar antara 4- s.d 11 gram/ ton dengan ukuran butir 5 s.d 147 mikron.Proses cianidasi terhadap bijih emas berkadar tinggi biasanya hasilnya tidak memuaskan, sebab tailingnya masih berkadar tinggi. Untuk Flotasi
ukuran butirnya sekitar 5 s.d 200 mikron dan pada peleburan semua ukuran dapat terutama kadar tinggi. Pada umumnya proses konsentrasi gravimetri maupun flotasi digunakan untuk membantu proses amalgamasi dalam meningkatkan kadar, sedangkan mengenai ukuran butir dapat halus maupun kasar tergantung pada proses yang digunakan.

TINJAUAN PUSTAKA

Menurut Woodcock,JT dkk, 1976, dalam bukunya yang berjudul " The Metallurgy of Gold and silver with reference to other precius metal " , bahwa proses pengolahan emas dan perak ditentukan oleh sifat mineraloginya, ukuran dan distribusi emas perak dalam bijih, mineral yang menyertainya

Bijih emas di alam pada umumnya terdapat sebagai elemen (native gold) atau sebagai senyawa dengan logam lain. Sifat ini berpengaruh terhadap proses pengolahannya, terlihat pada tabel 3.6-1. , sedangkan mengenai hubungan ukuran butir dengan proses pengolahannya dapat dilihat pada gambar 3.6-1

Dari Gambar 3.6-.1 dapat dijelaskan bahwa proses amalgamasi hanya cocok untuk ukuran butir emas yang macro ( 74- 589 mikron), proses cyanidasi ukuran butir

Hampir semua mineral emas-perak dapat diflotasi dengan menggunakan collector xanthat, namun ada beberapa mineral untuk mendapatkan emas-perak perlu dilakukan pemanggangan ( roasting)

TABEL 3.6-1

HUBUNGAN MINERAL EMAS DENGAN PENGOLAHAN ¹⁾

Mineral	Komposisi kimia	sifat yang menjadi dasar pengolahannya 1.   warna 2.   bentuk 3.   BJ tinggi (12-20) 4.   Ketempaan 5.   membentuk amalgam 6.   larut dalam larutan
Native Gold	50-90 % Au')
Electrum	AuAg2)	Seperti untuk native gold
Tellurides3) Sylvanite - Calaverite petzite Nagyagite	- _ AuAgTe4                                        - AuTe2 AuAg3Te2 Au(Pb,Sb,Fe)8(S,Te)11	1.      Lambat     larut      dalam larutan cyanida 2.      Dapat diflotasi    dengan xanthate 3.      dapat di "roast" untuk menghasilkan emas
Maldonite	Au2Bi	Tidak banyak diketahui
Aurostibite	AuSb2	Tidak banyak diketahui
Native Amalgam	(Au,Ag,Hg)	1.      BJ tinggi 2.      Membentuk amalgam
Auriferous pyrite4)	FeS2 yang mengandung s/d 300 g/ton Au	1.      Dapat  diflotasi    dengan xanthate                                . 2.    dapat di "roast' untuk menghasilkan emas I.    Dapat     diflotasi      pada berbagai kolektor 2.   Dapat     dilebur      untuk merecover emas
Auriferous base metal sulphides)	... _

Keteranean :

1)        Sisanya adalah perak atau tembaga

2)        Mengandung 50 % (atom) emas

3)        Ada tellurides lainnya

4)        Emasnya berukuran submicroscopic. Auriferos arsenopyrite juga ada

5)        Terdiri dari chalcopyrite dan stibnite

TABEL 3.6-2

HUBUNGAN MINERAL PERAK DENGAN PENGOLAHANNYA

Mineral	Komposisi	sifat-sifat yang menjadi dasar pengolahan
Native silver	Ag	1.   Bentuk 2.   BJ tinggi (10-11) 3.   Ketempaan 4. Membentuk amalgam 5.. Larut dalam larutan 6.   Larut dalam thiosulfat 7.   Dapat diflotasi dengan xanthat
Cerrargyrite	AgC1	1.   Larut dalam larutan cyanida 2.   Larut dalam thiosulfat 3.   Larut dalam asam brine 4.   Dapat diflotasi dengan xanthat
Sulphides - Argentite - Pyrargyrite - Proustite - Polybasite - Argentiferous Tetrahedrite	. Ag2S 3 Ag2S.Sb2S3 3 AgS.As2S3 9 (AgCu)2S(SbAs)S3 4(Cu2S .Ag2S)Sb2S3	1.   Dapat diflotasi dengan Xanthat 2.   Sebagian larut.dalam larutan cyanida 3. Diolah dengan berbagai cara (Roasting dsb)
Argentiferous galena	PbS yang mengandung s.d 900 g/t Ag (0,09%)	Dapat diflotasi dengan xanthat
-Argentiferous manganese oxida	Mn02 yang mengan dung A	Membutuhkan pengolaban khusus

6-.1. AMALGAMASI

Amalgamasi adalah proses pembasahan atau penyelaputan partikel emas oleh­air raksa dan membentuk amalgam (Au-Hg). Amalgamasi merupakan proses ekstraksi emas yang paling sederhana dan murah, akan tetapi proses ini efektif untuk bijih emas yang berkadar tinggi dan mempunyai ukuran butir kasar (>74 mikron) dan dalam bentuk emas murni yang bebas (free native gold).

Jika partikel terlalu halus atau terselubung oleh mineral lain , membuat proses amalgamasi tidak memuaskan. Kemampuan terbentuknya amalgam juga dipengaruhi oleh kebersihan pennukaan butir emas, karena proses amalgamasi sensitif terhadap faktor-faktor yang mempengaruhi kontak antara air raksa dengan emas murni.'⁾

Proses amalgamasi merupakan proses kimia fisika, apabila amalgamnya dipanaskan , maka akan terurai menjadi elemen-elemen yaitu air raksa dan bullion emas. Amalgam dapat terurai dengan pemanasan didalam sebuah retort, air raksanya akan menguap dan dapat diperoleh kembali dari kondensasi uap air raksa tersebut. Sementara Au-Ag tetap tertinggal di dalam retort sebagai logam.

Pada umumnya recovery emas yang dperoleh dengan cara amalgamasi tidak terlalu tinggi, bervariasi antara 40-70 % ⁶⁾. Hal ini disebabkan antara lain karena

emas murni yang sangat halus akan sukar terapung dan sukar kontak dengan air raksa. Disamping itu adanya lapisan oksida yang melapisi permukaan partikel emas dapat menyebabkan terhalangnya kontak antara emas dan air raksa, sehingga emas kehilangan kemampuannya untuk diamalgamasi. Untuk bijih emas yang mengandung emas bebas dengan permukaan bersih dan berbutir kasar , cara amalgamasi cukup effektif untuk merecover emas, sehingga kadang-kadang dapat dihasilkan recovery sebesar 85-95 %.

Faktor yang berpengaruh pada proses amalgamasi

a.    Ukuran partikel emas

Ukuran partikel emas yang relatif kasar, yaitu yang berukuran 74-589 mikron adalah ideal untuk proses amalgamasi . Hal ini disebabkan karena pada ukuran tersebut partikel emas sudah terliberasi dan akan tenggelam ke dasar alat amalgamasi dan dengan mudah akan kontak dengan air raksa. Ukuran yang terlalu halus ( < 50 um) umumnya akan terapung dan sulit untuk kontak dengan air raksa yang berada di dasar peralatan amalgamasi. Sedangkan ukuran di atas 589 urn (0,5 mm) sangat jarang terdapat dalam bijih emas primer.

b.   Permukaan partikel emas dan air raksa

Kemampuan- membentuk amalgam ditentukan .oleh keadaari permukaan partikel emas , karena semakin bersih permukaan partikel emas maka semakin mudah dibasahi oleh air raksa . Selain itu juga^.ditentukan oleh bersih tidaknya permukaan air raksa yang digunakan. Hal ini mudah dimengerti karena lapisan pengotor akan menghalangi pembasahan dan penyelaputan antara air raksa dan partikel emas yang bersangkutan.

c.    Jumlah air raksa yang digunakan

Semakin besar jumlah air raksa yang digunakan dalam proses amalgamasi, maka kontak antara air raksa dan partikel emas juga semakin mudah, sehingga recovery akan semakin tinggi. Tetapi akan menambah jumlah kehilangan air raksa .

Bila jurnlah air raksa yang digunakan terlalu sedikit , berarti bahwa kontak antara air raksa dengan emas juga semakin kecil.

Jumlah air raksa yang digunakan biasanya tergantung pada kadar emas dalam bijih , sifat bijih emas dan juga jenis dan ukuran peralatan amalgamasi yang digunakan.

d.   Waktu amalgamasi

Semakin lama waktu yang digunakan sampai batas tertentu dalam proses amalgamasi, maka recovery akan semakin tinggi . Hal ini disebabkan karena waktu kontak antara partikel emas dengan air raksa semakin besar pula . Waktu amalgamasi juga tergantung pada besar ukuran butir emas,-semakin halus ukuran butir emas berarti semakin lama waktu amalgamasi yang dibutuhkan.. Hal ini disebabkan karena partikel emas yang halus akan lebih sulit untuk dibasahi oleh air raksa. Ukuran butir emas yang bebas dan relatif kasar akan membutuhkan waktu yang lebih singkat. Waktu kontak amalgamasi biasanya sekitar satu jam sampai beberapa jam.

e.    Persen Solid

Persen solid yang digunakan dalam proses amalgamasi biasanya sekitar 30-50 % solid. Persen solid yang terlalu tinggi (> 50 %) akan menyulitkan pergerakan

butiran emas dalam pulp sehingga kontak dengan air raksa juga semakin sulit. Tetapi sebaliknya untuk persen solid yang terlalu rendah memang akan memudahkan kontak antara butiran emas dengan air raksa, tetapi kapasitas produksinya akan rendah.

f.     Kecepatan putar amalgamator (gelondong)

Kecepatan putar amalgamator perlu ditentukan sehingga tidak terjadi proses bijih yang ada didalam amalgamator tetap menempel pada dinding amalgamator, karena perputaran amalgamator sama dengan kecepatan kritis. Kecepatan kritis adalah kecepatan yang membuat bijih dan grinding media menempel pada dinding amalgamator, yang dirumuskan sbb :

76,2

Kecepatan kritis (KK) = ------------  rpm

D^0,5

D = diameter amalgamator (feet)

Kecepatan putar yang dipakai biasanya antara 65-80 % kecepatan kritis. Apabila
gelondongnya menggunakan batang-batang baja sebagai grinding media sebaiknya kecepatan putamya jangan sampai lebih dari 65 %, sebab grinding media akan menjadi tidak teratur

g.    Mineral-mineral pengganggu

Mineral pengganggu bersama mineral emas biasanya adalah :

* Sulfida dari Cu, Pb, dan Zn, yang dapat bereaksi dengan permukaan air raksa sehingga menyebabkan air raksa kehilangan kemampuannya untuk membasahi partikel emas.

* Oksida besi yang dapat menyelimuti permukaan partikel emas , sehingga menyebabkan partikel emas tctrsebut sulit dibasahi oleh air raksa.

h.    Bahan yang perlu ditambahkan

Untuk mempertinggi recovery dalam proses amalgamasi, biasanya ditambahkan beberapa bahan imbuh seperti CaO, NaOH dan lain-lain, agar pulp suasana dapat netral atau lebih basa.

6-.2. CYANIDASI

Sebagian besar produksi emas dunia dihasilkan dengan proses cyanidasi. Metode ini sering dipakai untuk mengambil logam emas, karena mempunyai keunggulan, yaitu :

1.    Cyanidasi dapat digunakan untuk mengekstraksi bijih emas kompleks dan berkadar rendah.

2.    Recovery ( perolehannya) lebih tinggi dari cara lain.

Proses cyanidasi yang termasuk dalam cara hydrometallurgy, mempunyai dua tahap penting, yaitu proses pelarutan dan proses pengambilan logam dari larutan kaya.

Pelarut yang digunakan dalam proses cyanidasi adalah

1.    NaCN ( Sodium cyanide)

2.    KCN ( Potassium cyanide)

3.   Ca (CN)₂ ( Calcium cyanide)

4.   Campurari ketiganya.

Reagen yang sering digunakan adalah NaCN, sebab mempunyai kekuatan pelarut emas yang iebih besar dari pelarut lainnya.Secara umum reaksi pelarutan Au dan Ag adalah sebagai berikut :

4 Au + 8 CM + 0₂ + 2 H₂O --------- > 4 Au(CN)₂^- + 4 OH -

4 Ag + 8 CN + 0₂ + 2 H₂0 ---------- > 4 Ag(CN)₂⁺ + 4 OH^-

Pada reaksi pelarutan ini dibutuhkan 0₂ agar Au maupun Ag mudah terlarut.

Pada tahap kedua yakni pengambilan loga.m dari larutan kaya dapat dilakukan dengan pengendapan dengan menggunakan serbuk Zn (Zinc precipitation), penyerapan dengan karbon aktif ( Activated carbon).

Jika digunakan metode pengendapan dengan menggunakan serbuk Zn, maka larutan kaya hams dihilangkan dari udara, maka perlu dilakukan de aeration. Sebab kalau masih ada 0₂ , maka Zn akan bereaksi dengan 0₂, dan kerja Zn tidak effektif. Reaksi yang terjadi adalah sebagai berikut:

2 Zn + 2 NaAu(CN)₂ + 4 NaCN + 2 H₂O .--> 2 Au + 2 NaOH + 2Na₂Zn(CN)₄+ H2

2 Zn + 2 NaAg(CN)₂ + 4 NaCN + 2 H₂O ---> 2 Ag + 2 NaOH + 2Na₂Zn(CN)₄+ H2

Penggunaan serbuk Zn merupakan salah sate cara yang effektif untuk larutan yang mengandung konsentrasi emas kecil. Serbuk Zn yang ditambahkan kedalam larutan akan mendesak emas dan perak dari ikatin kompleks cyanida dan mengendapkan logam emas dan perak tersebut. Prinsip pendesakan ini mendasarkan deret Clenel, yang disusun berdasarkan perbedaan urutan aktivitas elektrokimia dari logam-logam dalam larutan cyanida, yaitu : Mg, Al, Zn, Cu, Au, Ag, Hg, Pb, Fe, Pt. Setiap logam yang berada disebelah kiri dari ikatan kompleks cyanidanya dapat mengendapkan logam yang digantikanya. Jadi sebenamya tidak hanya Zn yang dapat mendesak Au,Ag, tetapi Cu maupun Al dapat juga dipakai, tetapi karena harganya lebih mahal maka lebih baik menggunakan Zn. Proses pengambilan emas-perak dari larutan kaya dengan menggunakan serbuk Zn ini disebut "proses Merill Crowe"⁶⁾

Metode lain untuk mendapatkan logam emas perak dari larutan kaya adalah dengan penyerapan menggunakan karbon aktif (dikenal sejak 1880).

Proses penyerapan dengan karbon aktif ini dapat dilakukan dengan cara pengadukan , dimana pulp masih bercampur dengan tailing (ampas). Cara ini disebut dengan Carbon in pulp (CIP). Proses penyerapan juga dapat dilakukan dengan cara aliran / sirkulasi, dimana ampas (tailing) telah dipisahkan baru dimasukkan karbon aktif. Cara ini disebut Carbon in leach ( CIL). Karbon aktif yang digunakan biasanya berukuran + 16 mesh - 8 mesh.

Emas dan perak diperoleh kembali dari karbon aktif dengan cara absorbsi kembali ( de sorption), menggunakan suatu campuran larutan etanol, NaOH, NaCN pada suhu sekitar 90⁰ C dan tekanan diatas 1 atm. Hasilnya adalah larutan yang sangat kaya emas dan perak, yang selanjutnya diambil emasnya dengan cara elektrolisa.

Dibandingkan dengan cara konvensional yaitu pengendapan dengan serbuk Zn , penggunaan karbon aktif untuk mendapatkan emas dan perak dari larutan kaya

NaCN + H₂O + CO_2--------- > NaHCO₃ + HCN

Akibatnya terjadi reaksi yang dapat menghasilkan HCN.

Sodium hidroksida (NaOH) , natrium karbonat, dan kapur (CaO) dapat digunakan untuk mengatur pH pulp. Kapur lebih umum digunakan karena disamping pertimbangan ekonomis, penggunaannya sangat menguntungkan, sebab :

*     Mencegah kehilangan cyanida yang disebabkan oleh CO₂ yang berasal dari udara. Dengan adanya CaO, reaksi antara CO₂ dan NaCN tidak akan terjadi, karena CO₂ akan bereaksi dengan kapur membentuk kalsium karbonat ( CaCO₃) yang tidak larut :

CaO + CO₂ ----> CaCO₃

*     Menetralkan senyawa asam yang mungkin terdapat dalam bijih. Senyawa asam yang terbentuk selama proses cyanidasi, misalnya H₂SO₄ yang berasal dari mineral sulfida dalam bijih, akan dinetralkan dengan reaksi :

Ca²⁺ + S0₄^{2- -------------} > CaSO₄

Dengan demikian akan menurunkan pH yang akan mempercepat proses hidrolisa dapat dicegah.

*     Untuk membantu pengendapan partikel berukuran halus,_ sehingga larutan kaya dapat terpisah dari tailing,

c. Waktu pelarutan

Waktu pelarutan emas akan lebih singkat daripada perak. Pada umumnya perak memerlukan dua kali waktu pelarutan emas ⁴⁾. Dalam kenyataannya apabila ada bijih mengandung logam emas dan perak, maka waktu pelarutan ditentukan agar cukup untuk melarutkan perak , karena otomatis emasnyapun akan ikut larut. Waktu pelarutan yang semakin lama , akan memberikan kesempatan pada partikel emas dan perak untuk kontak dengan larutan cyanida , sehingga persen ekstraksi akan naik, tetapi kenaikan persen ekstraksi ini terbatas, yaitu jika waktu kontak telah maksimum, maka persen ekstraksi tidak akan naik lagi.

c.    Suhu pulp

Secara umum bila suhu naik maka kecepatan pelarutan emas juga akan semakin tinggi. Akan tetapi meningkatnya suhu diikuti dengan penurunan kelarutan oksigen.

Menurut Julian dan Smart," jika emas dilarutkan dalam larutan yang mempunyai konsentrasi 0,25 % KCN dengan suhu 0-100^° C, kecepatan pelarutan emas maksimum dicapai pada suhu 85^° C walaupun jumlah kelarutan oksigen pada suhu tersebut hanya setengah dari jumlah kelarutan oksigen pada suhu kamar. Diatas 85^° C kecepatan pelarutan emas turun sedikit.

7. PENGOLAHAN ALUMINIUM

Aluminium merupakan bahan yang baik untuk peralatan tahan terhadap korosi sebagai bahan konduktor yang baik. Aluminium yang murni sifatnya lunak, bisa npa, SG = 2,7, mempunyai berat 168 lb/ft³, leleh pada temperatur 658^° C, kekerasan ell = 20-25, thermal conductivity = 0,5 cal/cm/see C, tensile strenth nya rendah = 4­n/ inch'

Aluminium banyak dijumpai dalam batuan karena merupakan unsur pembentuk ak bumi. Mineral utamanya adalah bauxite, banyak dijumpai dalam clay, slate, Akan dijumpai pula pada abu batubara. Bauxite biasanya mengandung 60 % Al dan ing rendah 40 %

NGOLAHAN

Untuk memproduksi alumina digunakan cara Bayer process. Bauxite dihancurkan ngan menggunakan mill, kemudian dilarutkan dengan menggunakan caustic soda. irutan alumina dipisahkan dari oksida besi, silika maupun impuritis yang lain (sebagai d mud) dengan menggunakan filtrasi.

Sodium aluminate yang berupa larutan diendapkan aluminanya dengan enambahkan aluminium hidroksida murni. Endapan disaring, dikeringkan dan dikalsina kan pada rotary kiln sampai temperatur 1150^° C, maka akan didapatkan aluminium ksida murni dengan kadar 99,4 % sebagai bubuk putih. Alumina yang dilarutkan dalam aram lebur (cryolite) pada temperatur 1000^°C di elektrolisis dengan melewatkan arus istrik mcialui elektroda. Alumina akan terurai menjadi oksigen dan metal, dimana metal air (molten metal) akan mengendap di dasar cell. Proses ini berlangsung secara terus nenelus, seitingga aluminium yang dihasilkan dilebur dan dituang dalam bentuk ingot

ELECTROLYSIS

Proses elektrolisis dilakukan dalam tangki persegi panjang dengan ukuran panjang 12 ft , lebar 10 ft, tinggi 3 ft terbuat dari baja dan dilapisi dengan refractory carbon. Sebagai katode adalah besi batangan diletakkan di bawah pelapis , sedangkan anodanya adalah coke yang berupa bubuk yang dicampur dengan perekat (binder) kemudian dicetak dalam bentuk block yang digantungkan dalam bulbar. Anoda ini dapat juga terbuat dari kotak aluminium yang dilapisi dengan coke dan pitch. Setelah arus listrik dialirkan, maka akan terbentuk endapan dalam dasar tanki, yakni aluminium