1 I. PENDAHULUAN 1.1. Latar Belakang PT

I. PENDAHULUAN
1.1. Latar Belakang
PT. Smelting Gresik merupakan pabrik peleburan dan pemurnian tembaga pertama dan satusatunya di Indonesia, yang dirancang untuk kapasitas produksi 300.000 ton per tahun. Sumber
konsentrat tembaga yang diolah di pabrik ini berasal dari PT. Freeport Indonesia dan PT.
Newmont Nusa Tenggara, dengan pemasukan dari PT. Freeport Indonesia ± 70% dan PT.
Newmont Nusa Tenggara ±30%. Sekitar 30% dari seluruh konsentrat tembaga PT. Freeport
Indonesia yaitu sebanyak 656.000 ton/tahun akan dilebur dan dimurnikan di PT. Smelting
Gresik, sedangkan 70% lainnya diekspor. PT. Smelting Gresik memproduksi Cu 99,99% ±
260.000 ton/tahun dengan lumpur anoda sebagai produk samping pemurnian tembaga, sekitar
1.500 ton sampai 1.800 ton/tahun. Semua lumpur anoda tersebut dimurnikan di Luar Negeri.
Pada lumpur anoda ini terdapat kandungan logam-logam berharga seperti; emas (Au) 1%;
perak (Ag) 3,8%; Bismut (Bi) 2,7%; Platina (Pt) 15 ppm; Telurite (Te) 0,21%; Selenium (Se)
6,52%; Paladium (Pd) 75 ppm; Timbal (Pb) 55%. Apabila dihitung kandungan emas yang
terdapat dalam lumpur anoda tersebut, maka akan diperoleh emas sebanyak 15 – 18 ton/tahun,
belum termasuk perak serta logam-logam berharga lainnya khususnya logam jarang dan tanah
jarang (Bi, Se, Te) yang mempunyai nilai ekonomi tinggi.
Penelitian mengenai pengolahan lumpur anoda skala laboratorium telah dilakukan oleh
Puslitbang tekMIRA pada tahun 2010-2012. Pengolahan lumpur anoda yang telah dilakukan
adalah mengekstraksi Au dengan proses khlorinasi basah menggunakan oksidator H 2 O 2 dan
NaOCl setelah proses pemisahan Pb dari lumpur anoda dengan cara pelindian 2 tahap dalam
larutan ammonium asetat. Proses tersebut dilanjutkan dengan pemisahan Pt dan Pd dengan
metode pengendapan selektif. Logam Pb dapat dipisahkan dari lumpur anoda PT. Smelting
Gresik secara efektif melalui proses pelindian 2 tahap dalam larutan ammonium asetat dengan
persen ekstraksi total tertinggi 94,9%. Persen ekstraksi tersebut dicapai pada konsentrasi
amonium asetat 8 M, suhu 70oC, persen solid 20% dan waktu pelindian 120 menit.
Pengendapan Pb dari larutan hasil pelindian dengan menambahkan ammonium sulfit
memberikan persen pengendapan Pb 99,9%. Larutan ammonium asetat yang diregenerasi dari
larutan hasil pelindian memiliki konsentrasi sekitar 3 molar (0,43 x konsentrasi awalnya).
Pelindian Au dari residu pelindian Pb dengan menggunakan oksidator H 2 O 2 menghasilkan
1
persen ekstraksi Au tertinggi 99,99% pada konsentrasi HCl 7 M, suhu 60oC, H 2 O 2 0,5 M,
waktu 180 menit, dan persen solid 20%. Kehilangan Ag pada kondisi ini hanya 0,6%.
Pelindian Au dengan oksidator NaOCl menghasilkan persen ekstraksi Au tertinggi 98,86%
pada konsentrasi HCl 5 M, suhu 40oC, NaOCl 20% (v/v), waktu 120 menit, dan persen solid
20%. Kehilangan Ag pada proses ini 2–3 %. Perolehan Pt dengan pengendapan selektif
diperoleh kondisi proses yang menghasilkan persen ekstraksi Pt tertinggi yaitu 95,99%
dicapai pada waktu pengadukan 10 menit, suhu proses 25oC, dan konsentrasi amonium
khlorida 2N. Perolehan Pd dengan pengendapan selektif diperoleh kondisi proses yang
menghasilkan persen ekstraksi Pd tertinggi yaitu 96,33% dicapai pada waktu pengadukan 25
menit, suhu proses 60oC, dan konsentrasi amonium hidroksida 2N.
Sesuai dengan Undang Undang Republik Indonesia No. 4 tahun 2009 tentang mineral dan
batubara yang mengharuskan pengolahan mineral dan pemurnian harus dilakukan di dalam
negeri, maka peluang untuk mendirikan pabrik pengolahan lumpur anoda di dalam negeri
sudah merupakan prioritas utama. Dengan demikian penelitian pengolahan lumpur yang telah
dilakukan dan hanya skala laboratorium perlu ditingkatkan kapasitasnya untuk dapat
menentukan kajian tekno ekonomi agar dapat ditingkatkan ke skala industri.
Penelitian akan dilakukan selama 2 (tahun), pada tahun anggaran 2014 difokuskan pada
karakterisasi dan validasi
proses ekstraksi lumpur anoda. Pada tahun anggaran 2015
penelitian difokuskan pada pelaksanaan ekstraksi semi kontinu dan kajian tekno ekonomi
secara umum. Roadmap penelitian ini dapat dilihat pada Gambar 1.1
GOAL
Karakterisasi dan validasi
proses secara batch (½ Tahun)
2014
2015
• Ekstraksi logam-logam berharga semi kontinu
kapasitas 3 kg/batch, proses recoveri>95%
• DED kapasitas 3kg/batch
• Kajian tekno ekonomi proses secara umum
Rancangan
teknologi proses
ekstraksi logamlogam berharga
dari lumpur
anoda dan
kajian tekno
ekonomi
Gambar 1.1. Road Map Penelitian
2
1.2. Ruang Lingkup Kegiatan
Kegiatan penelitian ini meliputi:
•
Penerimaan dan penyimpanan bahan baku (lumpur anoda)
•
Karakterisasi lumpur anoda (bahan baku)
•
Validasi dan evaluasi ekstraksi timbal (Pb), emas (Au), perak (Ag), platina (Pt), dan
paladium (Pd) skala batch
•
Pembuatan laporan akhir
1.3. Tujuan
Tujuan penelitian ini adalah mempersiapkan penguasaan teknologi pengolahan lumpur anoda
semi kontinu dengan kapasitas umpan 3 kg/batch, melalui karakterisasi dan validasi serta
ekstraksi logam berharga pada lumpur anoda.
1.4. Sasaran
Sasaran penelitian ini adalah untuk mendapatkan data optimal proses ekstraksi logam
berharga pada lumpur anoda dari PT Smelting Gresik sebagai bahan kegiatan rancangan
teknologi proses ekstraksi lumpur anoda pada kapasitas 3kg/batch.
1.5.Lokasi/Tempat Pelaksanaan Kegiatan
Bahan baku penelitian berupa lumpur anoda diperoleh dari PT. Smelting Gresik, Jawa Timur,
sedangkan lokasi penelitian dilakukan di Laboratorium Teknologi Pengolahan Mineral,
Puslitbang Teknologi Mineral dan Batubara, Bandung.
1.6. Penerima Manfaat
Penelitian ini dapat memberikan manfaat khususnya bagi peneliti Puslitbangtek Minerba
sendiri terkait dengan penguasaan teknologi ekstraksi logam berharga dari lumpur anoda.
Sedangkan bagi eksternal Puslitbangtek Minerba yaitu Ditjen Mineral dan Batubara dapat
dijadikan referensi atau acuan dalam mengambil kebijakan terkait dengan pengolahan lumpur
anoda di dalam negeri. Bagi kalangan industri, hasil litbang lumpur anoda dapat dijadikan
sebagai acuan teknologi pengolahan lumpur berharga.
3
II. TINJAUAN PUSTAKA
Lumpur anoda (anode slimes) adalah produk/pengotor yang tidak larut dalam larutan
elektrolit, tertinggal dilarutan atau terkumpul di bawah anoda selama proses electrorefining
tembaga berlangsung.(1) Komposisi kimia lumpur anoda ini bergantung pada bijih utama yang
dihasilkan di anoda dan mekanisme pelarutannya. Logam-logam yang umumnya terdapat
dalam lumpur anoda adalah Cu, Ni, Se, Te, Ag, Au, logam-logam Grup Platina (Platinum
Groups/PGMs), Pb, Fe, Ba, dll
(2)
sedangkan dalam bentuk mineralnya adalah CuSO 4 .5H 2 O,
NiO, Cu 2 Te, Cu 2 Se, Ag 2 Se dan CuAgSe dll. Proses pengolahan lumpur anoda harus melihat
pada komposisi dan morphologi dari lumpur anoda tersebut.
Teknologi proses yang telah dikembangkan untuk ekstraksi logam-logam berharga dari
lumpur anoda adalah dengan proses gabungan piro-hidroelektro-metalurgi yang dikenal
dengan proses Outotec yaitu dengan melebur lumpur anoda dalam furnace khusus untuk
memperoleh selenium dari gas yang dihasilkan, selanjutnya untuk mengambil logam-logam
mulia digunakan proses elektrolisis perak kemudian proses pemurnian emas.(4) Proses lainnya
adalah dengan hidrometalurgi yaitu yang dikenal dengan proses Hoffman meliputi; pelindian
dengan cara klorinasi basah, pemisahan emas dengan cara ekstraksi pelarut, reduksi selenium
dan telurium dengan gas sulfur dioksida dan reduksi perak dengan gula (dekstrose).(6)
2.1. Proses pirometalurgi (Proses Outotec)
Proses ini dikembangkan oleh Outokumpu technology di Boliden Swedia dengan
memperkenalkan the Boliden Kaldo Furnace-top blown rotary converter, yang digunakan
untuk proses peleburan dan pemurnian lumpur anoda. Dalam kaldo dilakukan proses yang
meliputi proses; peleburan, converting, dan pemurnian. Dua slag yang akan dihasilkan dalam
kaldo furnace ini, yaitu; slag peleburan dengan kandungan perak yang sangat rendah yang
dapat dimasukkan lagi kedalam peleburan perak atau timbal dan slag dari converting yang
dapat dikembalikan lagi dalam proses kaldo furnace selanjutnya. Kaldo furnace dapat
berputar
selama
proses
berlangsung
dan
dapat
dimiringkan
untuk
memasukkan
material/umpan dan pada saat tapping slag dan lelehan logam. Furnace ini juga dihubungkan
dengan penangkap gas yang dihasilkan selama proses melalui bag house, sehingga tidak
akanemisi atau debu yang terbuang ke lingkungan. Proses pengolahan lumpur anoda dengan
kaldo furnace dapat dilihat dalam gambar 2.1.dibawah ini.
4
Lumpur anoda
Pelindian bertekanan
untuk mengekstraksi
Cu dan Te
Copper telurride
Residu
Pengeringan
Peleburan,
pemisahan slag dan
pemurnian
dalamKaldo
Recovery Se
Crude Se
Pencetakan
Dore anode
Electrorefining Ag
Ag 99,99%
Pemurnian lumpur
anoda yang kaya
Leaching Au
dengan khlorinasi
Pemurnian larutan
dan Recoveri Au
Residu Pt/Pd
Au 99,99%
Gambar 2.1. Diagram Alir Proses Pengolahan Anode Slime Di Boliden
Lumpur anoda akan dioksidasi dalam kaldo furnace dengan oksigen yang diinjeksikan
menggunakan lance pada suhu sekitar 1200 oC, sehingga galena akan teroksidasi menjadi PbO
yang akan menjadi slag. Logam-logam seperti Au, Ag, Pt, Pd dan Pd akan tertinggal di bagian
bawah sebagai dore bullion yang selanjutnya akan dimurnikan dalam proses pemurnian
dengan menggunakan sel elektrolisa perak (sel moebious) dan emasnya dengan menggunakan
sel elektrolisa wohlwil.
5
2.2. Proses Hidrometalurgi (Proses Hoffman)
Proses hidrometalurgi untuk pengolahan lumpur anoda memiliki beberapa keuntungan
dibandingkan dengan proses pirometalurgi. Keuntungan proses hidrometalurgi tersebut
adalah: (7)
1. Konsumsi energi rendah karena semua proses dilakukan pada suhu dibawah 100 0C.
2. Recovery yang tinggi tidak hanya untuk emas dan perak tetapi juga untuk platina dan
palladium.
3. Ukuran partikel untuk proses ini adalah sangat halus, sehingga mudah untuk dilakukan
pelindian.
Namun, proses secara hidrometalurgi ini memiliki beberapa kekurangan, yaitu: (7)
1. membutuhkan banyak reagen kimia, umumnya merupakan bahan impor, relative
mahal.
2. memerlukan beberapa tahap proses,
3. berpotensi menghasilkan limbah cair.
Pada proses hidrometalurgi (proses Hoffman), lumpur anoda akan dilakukan pelindian dengan
cara klorinasi basah. Lumpur anoda dilindi dengan menggunakan asam khlorida (HCl) dan
oksidator gas khlorin (Cl 2 ), natrium khlorat (NaClO 3 ) dan hidrogen peroksida (H 2 O 2 ). Proses
pelindian dijaga pada temperature 60 0C dan berlangsung selama 2 jam. Proses pelindian ini
merupakan tahapan yang sangat penting dalam menghasilkan perolehan logam berharga yang
diinginkan.
Reaksi-reaksi yang terjadi dalam proses pelindian dengan gas khlorin (Cl 2 ) dan natrium klorat
(NaClO 3 ) adalah sebagai berikut:(8)
6 HCl (l) + NaClO 3 (s)
PbSO 4 (s) + 2HCl (l)
Cu (s) + Cl 2 (g)
→
→
Cl 2 (g) + NaCl (s) + 3H 2 O (l)
PbCl 2 (s) + H 2 SO 4 (l)
→CuCl 2 (l)
Se + Cl 2 (g) + 3H 2 O
→H 2 SeO 3 + 4HCl
Te + Cl 2 (g) + 3 H 2 O →H 2 TeO 3 + 4 HCl
2Au + 3Cl 2 (g) + 2HCl
→2HAuCl 4
Ag 2 Se + 3 Cl 2 (g) + 2HCl →2AgCl + H 2 SeO 3 + 4 HCl
Sb +3 + Cl 2 (g) →Sb+5 + 2Cl-
6
WATER
HYDROCHLORIC ACID
HYDROGEN PEROXIDE OR Cl2
GOLD LOADED DBC
DECOPPERIZED
SLIME
WET
CHLORINATION
SOLID
LOADED DBC
COUNTERCURRENT
SCRUB
LIQUOR
WATER WASH
SCRUBBED DBC
OSALIC ACID
WATER
GOLD
FILTER
RESIDUE
REDUCTION
FILTRATE
ETANOL WASH
WATER WASH
COOL
SETTLER
AQUEOUS
GOLD TO
MELTING
FILTER
FILTRATE
DBC TO SOLVENT
SOLIDS
SULFUR DIOXIDE
EXTRACTION OR STORAGE
POLISHING
FILTER
SELENIUM
REDUCTION
POLISHED
CHLORINATION
LIQUOR
GOLD LOADED DBC
WATER WASH
SOLVENT
EXTRACTION
FIRST STAGE
WATER WASH
FILTRATE
FILTER
WATER VAPOR
DBC FROM GOLD
SOLVENT
EXTRACTION
SECOND STAGE
REDUCTION
TO WASTE WATER
TREATMENT
SELENIUM
FILTER CAKE
DRYING
SELENIUM TO
RAFFINATE
NO CONDENSATE
GRINDING
TO SCRUB
DBC
SELENIUM
DISTILLATION
DBC REC
DBC
RECOVERY
RAFFINATE
STILL BOTTOMS
TO GRINDING
Gambar 2.2. Diagram Alir Pengolahan Lumpur Anoda Dengan Hidrometalurgi
Sedangkan reaksi-reaksi yang terjadi dalam proses pelindian dengan hidrogen peroksida
(H 2 O 2 ) adalah sebagai berikut:(8)
→
BiAsO 4 + 3HCl
BiCl 3 + H 3 AsO 4
Se + 2H 2 O 2 → H 2 SeO 3 + H 2 O
2Ag + H 2 O 2 + 2HCl
Te + 2H 2 O 2 →
→
2AgCl + 2H 2 O
H 2 TeO 3 + H 2 O
Cu + 2HCl + H 2 O 2 → CuCl 2 + H 2 O
2SbAsO 4 + 2H 2 O 2 + H 2 O
→ 2H 3 AsO 4 + Sb 2 O 3
7
Cu 2 Se + 4HCl + 4H 2 O 2 → 2CuCl 2 + H 2 SeO 3 + 5 H 2 O
Filtrat dari hasil pelindian akan dilakukan proses ekstraksi pelarut menggunakan DBC
(Dibuthyl Carbitol) yang bertujuan untuk mengekstrak emas. Kemudian emas diendapkan
dengan asam oksalat. Diagram alir proses ekstraksi emas dapat dilihat pada Gambar 2.3
dibawah ini.
Larutan kaya
emas
DBC baru
rafinat
ekstraksi
DBC
distilasi
HCl 1-2 M
pencucian
Asam
oksalat panas
DBC
pengotor
Reduksi Au
Pemisahan
padatan-cairan
Precipited Au
Gambar 2.3. Diagram Alir Proses Ekstraksi Pelarut Emas Dengan DBC
Ekstraksi pelarut dilakukan setelah setelah proses khlorinasi basah. Ekstraksi ini bertujuan
untuk larutan kompleks organologam. Spesi logam akan meninggalkan fasa aqueous dan
masuk ke dalam fasa organic. Pelarut yang digunakan adalah dari jenis ethers yaitu DBC
(Dibuthyl Carbitol) dengan rumus kimianya (C 4 H 9 OCH 2 CH 2 ) 2 O. DBC ini digunakan untuk
ekstraksi emas pada proses pemurnian emas dari logam-logam berharga atau platina grup.
Ekstraksi emas yang efisien dapat dilakukan jika konsentrasi asam yang terdapat dalam
larutan kaya hasil pelindian mencukupi. Pengotor-pengotor yang masih terdapat dalam larutan
kaya seperti; palladium, besi, arsen dan antimony dicuci dengan menggunakan HCl 1-2 M.
8
Reaksi pembentukan kompleks organologam pada saat ekstraksi adalah:
2DBC + 2HAuCl 4 →
2DBC-HAuCl 4
Pada proses striping, reaksi yang terjadi adalah:
2DBC – HAuCl 4 → 2DBC + 2HAuCl 4
Setelah proses striping dilakukan reduksi emas dengan menggunakan asam oksalat, reaksi
yang terjadi adalah :
2HAuCl 4 + 3(COOH) 2 →
2Au + 6CO 2 + 8HCl
Selenium dan tellurium yang terdapat dalam fasa aqueous setelah proses ekstraksi akan
diendapkan dengan gas sulfur dioksida (SO 2 ). Reduksi selenium dan telerium oleh gas SO 2
akan mengikuti reaksi sebagai berikut :
H 2 SeO 3 + 2SO 2 + H 2 O
→ 2H 2 SO 4 + Se
H 2 TeO 3 + 2SO 2 + H 2 O
→ 2H 2 SO 4 + Te
Perak yang terdapat dalam residu dari hasil pelindian dengan khlorinasi basah, masih
tercampur dengan timbal. Perak ini dapat dipisahkan dengan pelindian selektif menggunakan
ammonia (NH 4 OH). Perak yang larut kemudian diendapkan dengan menggunakan panas dari
steam. Reaksi yang terjadi pada pelarutan ini adalah:
AgCl + 2NH 4 OH
→
(Ag(NH 3 ) 2 )Cl + 2H 2 O
Reaksi volatilisasi ammonia dengan menggunakan panas dari steam adalah:
(Ag(NH 3 ) 2 )Cl
→
AgCl + 2NH 3
Perak klorida ini selanjutnya direduksi dengan menggunakan gula (dekstrose) menjadi perak
sponge. Reaksi reduksi yang terjadi adalah:
AgCl + NaOH
2AgOH
→ AgOH + NaCl
→ Ag 2 O + H 2 O
12Ag 2 O + C 6 H 12 O 6 →
6CO 2 + 6H 2 O + 24Ag
Diagram alir proses reduksi perak dapat dilihat pada Gambar 2.4 dibawah ini.
9
Water
Water Wash
Chlorination
Residue
Hot Water Leach
Filtration
Sodium Hydroxide
CH O
To Lead Recovery
Precipitation
Silver Chloride
Hydrolysis and
Reduction
Filtration
Ammonium Hydroxide
Water-Leached
Chlorination
Residue
Ammonium
Hydroxide Leach
of Silver Chloride
Filtrate to Ammonia
Distillation
Water Wash
Sodium Chloride Hydroxide
Solution to Effluent Treatment
Filtration
Silver Powder
Melting and Casting
Water Wash
Filtration
Neutralization of
Ammonia and
Precipitation of
Silver Chloride
Silver Chloride Slurry
Gambar 2.4. Diagram Alir Proses Perolehan Ag
10
III. PROGRAM KEGIATAN
3.1
Persiapan
a. Pengadaan Bahan Baku (Lumpur Anoda)
Bahan baku penelitian berupa lumpur anoda dipasok dari PT. Smelting Gresik
sebanyak 45 kg. Pemberian lumpur anoda tersebut merupakan bagian dari
kesanggupan PT Smelting Gresik dalam perjanjian kerjasama litbang. .
b. Karakterisasi Bahan Baku
Karakterisasi lumpur anoda dilakukan untuk mengetahui komposisi dan jumlah
logam-logam berharga yang terdapat di dalam lumpur anoda.Karakterisasi meliputi
analisis komposisi kimia dan mineralogi. Komposisi kimia meliputi unsur Pb, Au,
Ag, Se, Pt, Pd dan unsur-unsur minor lainnya, sedangkan mineralogi dilakukan
untuk melihat bentuk ikatan fisik antara logam yang satu dengan logam yang
lainnya.
Analisis komposisi kimia dilakukan dengan metode kimia basah, ICP dan XRF
untuk melihat perbandingan ketiga metoda tersebut. Metoda ICP dan XRF
digunakan untuk mendapatkan hasil analisis secara cepat dari setiap kegiatan
percobaan dan mineralogi dengan SEM dan Mikroskopi.
Ouput: Diperolehnya contoh lumpur anoda sebanyak 45 kg dan data
karakteristikbahan baku serta komposisi kimianya.
3.2
Pelaksanaan
a. Validasi dan evaluasi ekstraksi timbal (Pb), emas (Au), perak (Ag), platina (Pt)
dan paladium (Pd) skala batch
Validasi dan evaluasi pengolahan lumpur anoda meliputi;
-
Pemisahan dan pengendapan Pb dengan mengunakan amonium asetat.
-
Pemisahan dan pemurnian Au dengan khlorinasi basah.
-
Pemisahan dan pemurnian Ag
-
Pengendapan Pt dan Pd
Penelitian pengolahan lumpur anoda dilakukan secara bertahap. Ekstraksi logam
emas (Au) dan perak (Ag) dengan pemisahan pengotor Pb dalam lumpur anoda
kemudian baru dilakukan ekstraksi logam Au dan Ag residu pemisahan Pb dengan
metode khlorinasi basah dengan menggunakan DBC (Dibutyl Carbitol) dan
11
dilanjutkan dengan reduksi emas dengan asam oksalat untuk memperoleh logam
Au. Sedangkan ekstraksi logam Ag akan dilakukan dengan metode pelarutan
dengan menggunakan larutan amoniak terhadap residu dari proses khlorinasi basah,
dengan pencarian kondisi optimal dari, suhu, waktu, konsentarsi, % solid. Ekstraksi
Pt dan Pd dilakukan dengan pengendapan selektif menggunakan ammonium
khlorida dan ammonium hidroksida.
Output : diperolehnya karakteristik dan pra rancangan proses ekstraksi
3.3
Pelaporan
Laporan dibuat berdasarkan seluruh aspek yang dilakukan sesuai dengan rencana operasional.
Draf laporan diedit oleh editor yang bersangkutan, selanjutnya dilakukan perbaikan untuk
menjadi laporan akhir. Dalam kegiatan ini juga dilakukan penulisan karya ilmiah.
Output : Laporan ilmiah dan karya tulis ilmiah tentang ekstraksi logam berharga dari lumpur
anoda.
12
IV. METODOLOGI
4.1. Karakterisasi lumpur anoda (bahan baku)
Karakterisasi lumpur anoda merupakan kegiatan awal yang mendahului penelitian ekstraksi
bahan baku untuk mendapatkan logam logam berharga. Identifikasi bahan baku meliputi
komposisi unsur dan jenis mineral, dianalisis menggunakan XRD, XRF dan AAS.
4.2. Validasi dan evaluasi ekstraksi timbal (Pb), emas (Au), perak (Ag), platina (Pt), dan
paladium (Pd) skala batch
Peralatan yang digunakan adalah reaktor pelindian, thickener; mixer settler, hotplate, pH
meter, potensiometer, termometer, peralatan proses pemisahan; waterbath dan ovenpemisah.
Diagram alir proses pemisahan logam berharga dari lumpur anoda PT. Smelting Gersik, Jawa
Timur dapat dilihat pada Gambar 4.1.
Ammonium asetat
Karakterisasi
Lumpur anoda
filtrat
Analisis kimia (AAS)
Pelarutan Pb
residu
residu
HCl + oksidator
Khlorinasi basah
AgCl
filtrat
DBC
Ekstraksi Pelarut
Rafinat Se, Pt, Pd
Asam oksalat
Pelindian Ag dengan
larutan amoniak
Fasa organik
Ag
Reduksi emas
Au
Gambar 4.1. Diagram Alir Penelitian Lumpur Anoda (Anode Slime) Tahun 2011 & 2012
13
V. HASIL DAN PEMBAHASAN
5.1. Karakterisasi lumpur anoda (bahan baku)
Sampel lumpur anoda setelah melalui tahap preparasi berupa pengeringan segera dilakukan
karakterisasi menggunakan XRD. Hasil analisa tercantum pada tabel 5.1. Komposisi unsur
unsur logam terkandung pada lumpur anoda tercantum pada tabel 5.2.
Tabel 5.1. Hasil analisa XRD pada Lumpur anoda
No
Nama mineral
Rumus Kimia
Keterangan
1
Anglesite,
PbSO 4
72,20%
2
Fischesserite
Ag3AuSe2
3,26%
3
Selenium
Se
3,81%
4
Rooseveltite,
BiAsO4
1,49%
5
Pavonite,
AgBi3S5
1,16%
6
Bismite,
Bi2O3
1,88%
7
Acanthite,
Ag2S
1,81%
8
Galena,
PbS
1,07%
9
Downeynit
SeO 2
12,11%
Tabel 5.2. Komposisi Unsur Logam Pada Lumpur Anoda
Sampel
Au, (%)
Ag, (%)
Pb, (%)
Pd, (ppm)
Pt, (ppm)
Se, (%)
Te, (ppm)
Cu, (%)
Fe,(%)
Head sampel
0,9238
4,25
63,9
40
7,59
4,97
101
0,28
0,02
LA 1
0,9221
4,31
65,93
40
6,33
4,08
96
0,25
0,02
LA 2
0,9229
4,29
64,97
39
6,33
4,95
97
0,26
0,02
LA 3
0,9225
4,31
64,73
40
6,86
5,20
91
0,23
0,02
LA 4
0,9233
4,30
63,75
38
6,63
4,70
94
0,25
0,02
LA 5
0,9228
4,15
64,09
40
6,49
4,65
100
0,27
0,02
LA 6
0,9247
4,22
63,20
39
6,92
4,31
97
0,26
0,02
LA 7
0,9240
4,23
64,30
21
6,88
5,37
99
0,27
0,02
LA 8
0,9220
4,19
62,93
40
3,43
7,17
100
0,28
0,02
LA 9
0,9206
4,23
64,52
41
6,80
4,93
98
0,28
0,02
LA 10
0,9240
4,18
61,78
39
5,39
4,23
99
0,28
0,02
14
LA 11
0,9262
4,25
63,91
37
6,27
3,35
96
0,26
0,02
LA 12
0,9236
4,15
62,72
41
6,50
5,28
98
0,27
0,02
LA 13
0,9225
4,24
64,32
40
7,09
4,33
105
0,30
0,02
Dari analisa terhadap 14 sampel lumpur anoda pada Tabel 5.2., terlihat bahwa kadar emas
berkisar 0,923 %. Hasil analisis kadar emas tersebut hampir sama dengan sertifikat produk
lumpur anoda dari PT. Smelting yaitu 1,0292%. Hasil sampling terhadap sampel lumpur
anoda menunjukkan bahwa sampling yang dilakukan sangat baik, karena kadar emas dari
masing-masing sampel hampir sama. Kadar emas ini sangat tinggi apabila dibandingkan
dengan kadar emas yang terdapat dalam bijih yang rata-rata berkadar 10 gram/ton. Unsur
yang paling dominan adalah logam timbal (Pb) dengan kadar >60%. Hasil analisa XRD juga
menunjukkan bahwa senyawa yang paling dominan pada lumpur anoda adalah anglesite
(PbSO 4 ). Hal ini menunjukkan bahwa dalam proses electrorefining, Pb terlarutkan dan
mengendap kembali sebagai PbSO 4 . Hal tersebut menunjukkan bahwa lumpur anoda yang
ada di Indonesia memiliki karakteristik yang khas, karena lumpur anoda di Negara lain
memiliki kadar Pb sekitar 16%. Unsur Pb ini sangat mengganggu dalam proses ekstraksi
logam-logam berharga (Au dan Ag), sehingga membutuhkan penanganan khusus untuk
menghilangkannya. Pengotor Pb ini apabila diproses menjadi logam Pb, akan mempunyai
nilai ekonomis karena dapat dimanfaatkan pada industri baterai. Selain kadar emas yang
tinggi, logam-logam berharga lainnya yang memiliki kadar yang cukup tinggi adalah perak
(Ag), selenium (Se), platina (Pt), palladium (Pd) dan tellurium (Te).
5.2.Validasi dan evaluasi ekstraksi timbal (Pb), emas (Au), perak (Ag), platina (Pt), dan
paladium (Pd) skala batch
5.2.1. Pelindian Pb
Proses pelindian Pb yang dilakukan pada Tahun Anggaran 2014 ini, merupakan peningkatan
kapasitas dari penelitian yang telah dilakukan pada Tahun Anggaran 2011. Kapasitas yang
telah dilakukan sebelumnya adalah 5 gram umpan lumpur anoda, selanjutnya ditingkatkan
menjadi 0,5 kg umpan lumpur anoda. Percobaan dilakukan dengan kondisi proses yang sama
dengan kapasitas 5 gram lumpur anoda. Proses pelindian Pb pada lumpur anoda dilakukan
sesuai langkah langkah proses seperti terlihat pada gambar 5.1. Gambar 5.2. merupakan bagan
alir yang telah dilengkapi dengan aliran massa dan sistem prosesnya. Secara visual, kegiatan
15
pelindian Pb dapat dilihat pada gambar 5.3., dimana pada kegiatan tersebut dilaksanakan
dalam dua kegiatan utama yaitu proses ekstraksi Pb dan proses filtrasi.
Lumpur anoda
filtrasi
filtrasi
Pelindian Pb
tahap 1
Filtrat Pb
Elektrowining
Pb
residu
Pelindian Pb
tahap 2
residu
Filtrat Pb
Logam Pb
Klorinasi basah
Gambar 5.1. Bagan Alir Percobaan Pelindian Pb
Gambar 5.2. Bagan Alir Proses Pelindian Pb
Proses Filtrasi
Proses Ekstraksi Pb
Gambar 5.3. Kegiatan Proses Pelindian Pb
16
Operasi kegiatan pelindian Pb berlangsung pada kondisi proses sebagai berikut :
-
Dilakukan pada suhu ± 70o C
-
Waktu pelindian : 120 menit
-
Konsentrasi pelarut (amonium asetat): 8 M
-
Persen solid : 20%
-
Berat umpan : 0,5 kg
-
Pelindian dilakukan dalam 2 tahap (gambar 5.2.)
Hasil kegiatan dilakukan analisis pada filtrat dan residunya. Hasil analisis tersebut tertuang
pada tabel 5.3. dan tabel 5.7.
Tabel 5.3. Hasil Analisis Filtrat Pelindian Pb
No.
Unsur
Perolehan, %
Tahap 1
Tahap 2
Total
1.
Timbal (Pb)
43,1
49,2
93,3
3.
Emas (Au)
ttd
ttd
ttd
4.
Perak (Ag)
ttd
ttd
ttd
Tabel 5.4. Hasil analisis residu pelindian Pb
No
Unsur
Kadar, %
1
Emas (Au)
1,61
2
Perak (Ag)
8,10
3
Timbal
22
4
Platina (Pt)
11 ppm
5
Paladium
77 ppm
Tabel 5.5. Hasil analisis XRD residu pelindian Pb
No
Nama mineral
Rumus kimia
Kadar, %
1
Anglesite
PbSO 4
1,61 %
17
2
Fischesserite
Ag 3 AuSe 2
5,42
3
Selenium
Se
8,18
4
Rooseveltite
BiAsO 4
2,87
5
Pavonite
AgBi 3 S 5
6,67
6
Bismite
Bi 2 O 3
2,10
7
Acantite
Ag 2 S
6,22
8
Downeyite
SeO 2
33,94
Tabel 5.6. Hasil analisis XRF residu pelindian Pb
No
Unsur
Kadar (%)
1
Emas (Au)
1,46
2
Perak (Ag)
6,66
3
PbO
35,47
4
Platina (Pt)
0,01
5
Paladium
<0,01
6
SeO2
32,16
Tabel 5.7. Hasil analisis XRF berbasis mineral residu pelindian Pb
No
Mineral
Rumus kimia
Kadar (%)
1
Arsenic oksida
(As 2 O 3 )
3,48
2
Bismut oksida
(Bi 2 O 3 )
5,37
3
Rubidium oksida
(Rb 2 O)
0,01
4
Antimoni Trioksida
(Sb 2 O 3 )
0,37
5
Silikon dioksida
(SiO 2 )
0,81
6
Tin dioksida
(SnO 2 )
0,69
7
Telurium oksida
(TeO 2 )
0,62
8
Zinc oksida
(ZnO)
0,04
9
Cromium dioksida
(Cr 2 O 3 )
0,03
10
Copper oksida
(CuO)
0,29
11
Nikel oksida
(NiO)
0,03
12
Magnesium oksida
(MgO)
0,26
18
Hasil percobaan untuk kapasitas umpan 0,5kg lumpur anoda menunjukkan %ekstraksi Pb
yang diperoleh yaitu 93,3% hampir sama untuk kapasitas umpan 5 gram lumpur anoda yaitu
94,9%. Hal ini menunjukkan bahwa peningkatan kapasitas 100x-nya masih menunjukkan
hasil yang linear. Pb yang berada dalam filtrat pelindian merupakan Pb-asetat. Hal ini sesuai
dengan reaksi kimia selama pelindian:
PbSO 4 (s) + NH 4 (CH 3 COO) (aq) = Pb(CH 3 COO) 2 (aq) + (NH 4 ) 2 SO 4 (aq).
CuSO 4 + 2 CH 3 COONH 4 = Cu(CH 3 COO) 2 + (NH 4 ) 2 SO 4
Selama proses pelindian, selain Pb-sulfat yang larut, Cu-sulfat juga ikut terlarutkan. Hal ini
ditunjukkan dengan warna dari filtrat yang berwarna biru. Filtrat yang dihasilkan selanjutnya
diproses lebih lanjut untuk menghasilkan logam Pb yang memiliki nilai ekonomis dan banyak
pasarannya.
5.2.2. Elektrowinning Pb
Pemurnian logam Pb dari Pb-asetat dilakukan dengan metode elektrowining, karena Pb-asetat
sudah berada dalam bentuk larutan dan metode tersebut dapat selektif hanya untuk logam Pb.
Selain Pb, dalam filtrat juga terdapat Cu yang ikut terlarut sehingga dibutuhkan metode yang
selektif hanya untuk pemurnian Pb. Elektrowining yang selama ini sudah dilakukan adalah
dengan larutan Pb-sulfat, sehingga diperlukan elektroda yang cocok untuk pemurnian Pb.
Pada proses elektrowining ini, elektroda yang digunakan baik untuk anoda maupun katoda
adalah timbal (Pb). Reaksi yang terjadi secara keseluruhan pada proses elektrowining ini
adalah:
Reaksi Anoda:
2+
[Cu(NH 3 ) 4 ] +2e→Cu(s)+NH 3 (g) E= -0.5V
Pb2+2e→ Pb
E= -0.126 V
Reaksi Katoda
+
2H 2 O→O 2 +4H +4e
E= 0.401 V
-
2CH 3 COO →C 2 H 6 +2CO 2 +2e
E= 0.364
Pb +2H 2 O→PbO 2 +4H +2e
E= -0.5V
2+
+
Logam Pb pada reaksi elektrowining ini terbentuk di katoda. Pb yang terbentuk masih berupa
bubuk, untuk memperhalus dapat ditambahkan dengan thiourea. Pada proses elektrowining ini
harus dijaga agar larutan Pb-asetat tidak habis, karena dapat memakan elektrodanya. Untuk
menghindari masalah tersebut, dapat diatasi dengan mengganti anodanya menggunakan grafit.
19
Sehingga pada percobaan ini, membutuhkan waktu 2 jam untuk larutan Pb-asetat sebanyak 3
liter. Kadar logam Pb yang dihasilkan dari proses elektrowining ini adalah 94% Pb. Efisiensi
pada proses pemurnian Pb belum dihitung, karena percobaan ini masih menguji metode
elektrowining yang tepat untuk pemurnian logam Pb.
Logam Pb
Gambar 5.4. Elektrowinning pada larutan Pb
5.2.3. Khlorinasi Basah
Proses khlorinasi dilakukan terhadap residu pelindian Pb. Kadar emas pada residu pelindian
meningkat menjadi 1,61% dari kadar emas pada sampel lumpur anoda yang hanya 0,92%. Hal
ini disebabkan karena Pb-sulfat dan Cu-sulfat yang terdapat dalam lumpur anoda terlarutkan
pada saat proses pelindian Pb dengan ammonium asetat, sehingga hampir semua logam yang
masih tertinggal dalam residu (Ag, Pt, Pd, Bi, Se) akan meningkat kadarnya. Kondisi proses
khorinasi sama dengan kondisi proses pada kapasitas 5 gram umpan lumpur anoda. Kondisi
proses tersebut adalah:
•
Suhu : 60 o C
•
Waktu proses : 180 menit
•
Konsentrasi HCl : 7 M
•
Konsentrasi hidrogen peroksida : 0,5 M
•
Umpan proses : 180,9 gram
•
Residu Proses : 147,44 gram
Oksidator yang digunakan pada proses khlorinasi ini adalah hidrogen peroksida (H 2 O 2 ).
Oksidator ini memegang peranan yang sangat penting dalam proses klorinasi. Oksidator H 2 O 2
akan bereaksi dengan HCl untuk menghasilkan gas Cl 2 . Gas Cl 2 yang akan mengoksidasi
logam-logam berharga seperti Au, Pt, Pd, Bi, dan Se, kecuali Ag yang akan tertinggal dalam
residu hasil khlorinasi. Pemilihan oksidator H 2 O 2 berdasarkan hasil percobaan sebelumnya
20
(pada kapasitas 5 gram umpan lumpur anoda) karena menghasilkan perolehan yang paling
tinggi untuk logam-logam berharga dibandingkan dengan oksidator lainnya (natrium khlorat
dan natrium hipokhlorit). Reaktor klorinasi masih menggunakan alat gelas kimia yang sangat
sederhana. Percobaan khlorinasi dapat dilihat pada Gambar 5.5.
Gambar 5.5. Proses Klorinasi
Filtrat dan residu yang dihasilkan dianalisis menggunakan AAS (filtrat) dan XRF (ICP).
Filtrat dan residu yang dihasilkan dapat dilihat pada Gambar 5.6. dan Gambar 5.7. Hasil
analisis XRF untuk residu khlorinasi dapat dilihat pada Tabel 5.8.
Gambar 5.6. Residu proses khlorinasi
21
Gambar 5.7. Filtrat khlorinasi
Tabel 5.8. Hasil analisis XRF residu khlorinasi
No
Mineral
Rumus Kimia
Komposisi, %
1
Emas
Au
0,65
2
Perak
Ag
8
3
Timbal
Pb
38,38
4
Platina
Pt
< 0,01
5
Paladium
Pd
< 0,01
6
Selenium
Se
36,91
1
Arsenic Oksida
As 2 O 3
< 0,01
2
Bismut Oksida
Bi 2 O 3
< 0,01
3
Rubidium Oksida
Rb 2 O
< 0,01
4
Antimoni Oksida
Sb 2 O 3
<0,01
5
Silikon Dioksida
SiO 2
0,92
6
Tin dioksida
TiO 2
0,28
7
Telurium oksida
TeO 2
0,15
8
Zinc oksida
ZnO 2
0,01
9
Cromium dioksida
Cr 2 O 3
0,04
10
Copper oksida
CuO
0,04
11
Nikel oksida
NiO
0.02
12
Magnesium Oksida
MgO
0,4
Dari hasil analisis filtrat dan residu maka dapat ditentukan % ekstraksi untuk logam-logam
berharga yang terlarut dalam filtrat. Hasil % ekstraksi logam-logam berharga tersebut dapat
dilihat pada Tabel 5.9.
22
Tabel 5.9. Persen Ekstraksi logam-logam berharga pada proses khlorinasi
No
Unsur
%ekstraksi, %
1
Emas (Au)
60
2
Perak (Ag)
tt
3
Platina (Pt)
80
4
Paladium (Pd)
81
Tabel 5.9. menunjukkan bahwa % ekstraksi untuk emas masih sangat rendah yaitu 60%.
Berbeda pada proses pelindian Pb, peningkatan kapasitas 100x untuk proses klorinasi hasilnya
sudah tidak linear. Hal ini sangat berbeda pada proses khlorinasi untuk umpan 5 gram lumpur
anoda pada kondisi yang sama dapat menghasilkan % ekstraksi Au hampir mencapai 98,99%.
Hal ini dapat disebabkan karena jumlah oksidator yang kurang, sehingga gas tidak cukup
menghasilkan gas Cl 2 untuk mengoksidasi logam Au. Namun, untuk Pt dan Pd dapat
menghasilkan % ekstraksi yang lebih tinggi dibandingkan dengan Au yaitu 80% Pt dan 81%
Pd.
VI.
KESIMPULAN
Secara umum berdasarkan karakterisasi dan validasi proses terlihat peningkatan kapasitas
umpan lumpur anoda dari 5 gram menjadi 500 gram (100 kali ), masih menunjukkan hasil
yang linear untuk pelindian Pb dengan ammonium asetat, sedangkan untuk proses khlorinasi
hasilnya sudah tidak linear.
23
VII. PUSTAKA
1) Priyono, Budi and Situmorang, Bouman, ‘PT. Smelting, Production and Plant
Expansion Milestone’, Indonesian Process Metallurgy, Proceeding, 2008
2) Hadi, Abdul and Anwa,. Abi, ‘Readiness of PT. Antam Tbk UBPP Logam Mulia to
Process Decopprized Anode Slimes from PT. Smelting Gresik’, Indonesian Process
Metallurgy, Proceeding, 2008
3) Ardha, Ngurah dan Saleh, Nuryadi, ‘Kajian Kriteria Teknis Konsentrat Tembaga PT.
Freeport Indonesia dan Proses Smelting PT. Smelting Gresik’, Laporan Teknis,
Tekmira, 2003
4) Hait, Jhumki; Jana, R.K; Kumar, Vinay; and Sanyal, S.K. Some Studies on Sulfuric
Acid Leaching of Anode Slimes with Additives, Industrial Engineering Research. 2002,
41, 6593-6599
5) Hoffmann, J.E. Processing slimes; The base case and opportunities for improvement.
JOM 1990, 42(8), 38.
6) Bjorn Ludvigsson, Stig R Lasson, Anode Slimes Treatment; The Boliden Experience,
JOM, April 2003, 41-42
7) Hofmann, J.E. The wet chlorination of electrolytic refinery slimes. JOM 1990, 42(8),
50-54
8) Habashi, Fathi, ‘ A Textbook of Hydrometallurgy’, Metallurgie Extractive Quebec,
Enr., Canada, 1993
9) Avicena, Hadi Abdul, ‘Studi Optimasi Proses Klorinasi Basah dari Anode Slime Ex
PT. Smelting Gresik dengan Oksidator Sodium Klorat dan Hidrogen Peroksida dalam
Media Asam Klorida’, Tesis Magister Ilmu Material, Program Pasca Sarjana FMIPA,
Universitas Indonesia, 2007.
24
25
26