e-ISSN Number 2655 2967

## Journal of Chemical Process Engineering
Volume 4 Nomor 2 (2019) SINTA 3 Accreditation Number 28/E/KPT/2019 Published by Corresponding Author Department of Chemical Engineering rafdi.abdulmajid@umi.ac.id Faculty of Industrial Technology Universitas Muslim Indonesia, Makassar Address Jalan Urip Sumohardjo km. 05 (Kampus 2 UMI) Journal History Makassar- Sulawesi Selatan Paper received : 18 Agustus 2019 Phone Number Received in revised : 20 agustus 2019 +62 852 5560 3559 Accepted 19 November 2019
+62 823 4988 0792
Peningkatan Kadar Tantalum & Niobium Oksida dari Terak Timah Bangka Menggunakan Pelarut NaOH dilanjutkan dengan HNO 3 dan H 3 PO 4
(Upgrading of Tantalum and Niobium Oxides from Bangka Tin Slag with Sodium Hydroxide Followed by Nitrate and Phosphate Acid)
Rafdi Abdul Majid 1 *, S. Pemanana 2 , J W Soedarsono 3 , Debby Rachel 3 ,Wahyu Kartika 4 , D.Darnengsih 1 , Munira Munira 1 , M Mustafiah 1
1 Jurusan Teknik Kimia, Fakultas Teknologi Industri, Universitas Muslim Indonesia, Makassar 90231, Indonesia
2 Institut Sains Dan Teknologi Al-Kamal Jl. Raya Al Kamal, Jakarta Barat, DKI Jakarta 11520, Indonesia
3 Departemen Teknik Metalurgi dan Material, fakultas Teknik,  Universitas Indonesia, Depok 16426, Indonesia
4 Universitas Bhayangkara Jakarta Raya, Indonesia
Kata Kunci: Terak Timah Bangka, Tantalum, Niobium, Pelindian, Pemanggangan
Key Words : Keywords: Bangka Tin Slag,Tantalum, Niobium, Leaching, Roasting

## Inti Sari
Terak Timah merupakan produk samping dari proses peleburan timah yang mengandung unsur logam tantalum dan niobium. Beberapa sumber unsur tantalum dan niobium yaitu columbite, tantalite , tantalo-columbite, dll. Tantalum & niobium memiliki banyak aplikasi seperti industri pesawat terbang, elektronik dan super alloy . Penelitian ini dilakukan untuk meningkatkan kadar unsur logam tantalum dan niobium dari terak timah melalui proses pelindian asam maupun basa. Hasil penelitian menunjukan bahwa proses pemanggangan yang dilakukan tidak mengalami dekomposisi thermal, selanjutnya proses pelindian basa dengan NaOH mengakibatkan penurunan yang sangat kecil terhadap niobium yaitu dari 0,75 menjadi 0,73%, sedangkan proses pelindian dengan HNO 3 dan H 3 PO 4 memberikan peningkatan terhadap tantalum dan niobium yaitu dengan HNO3 2M menghasilkan Ta dan Nb  berturut-turut  0,17  menjadi  0,85  dan  0,73  menjadi  1,49.  Hal  ini  juga  terlihat  pada pelindian menggunakan campuran HNO 3 : H 3 PO 4 menghasilkan peningkatan Ta dan Nb berturut-turut  menjadi  0,88-0,9%  dan  1,46-1,54%  di  setiap  peningkatan  variasi konsentrasi H 3 PO 4 .

## Abstract
Tin slag is a by-product of tin processing that have tantalum and niobium contents. Some source of tantalum and niobium  is  columbite, tantalite, etc, with many applications likes aircraft industry, electronics, super alloy. In this study, we will increase the contents of tantalum and niobium from tin slag by process of alkaline and acid leaching. The results showed  that  roasting  process  carried  out  didn’t  cause  thermal  decomposition,  then process of alkaline leaching by NaOH tend to very small decrease of niobium oxide from
0,75% to 0,73%.  Which the process of acid leaching by HNO 3 and H 3 PO 4 given increases to tantalum and niobium oxides, while the leaching process with HNO 3 and H 3 PO 4 gives an increase of tantalum and niobium, with 2M HNO 3 producing Ta and Nb, respectively 0.17 to 0.85 and 0.73 to 1.49. This is also seen in leaching with a mixture of HNO 3 : H 3 PO 4 resulting in an increase of Ta and Nb respectively to 0.88-0.9% and 1.46-1.54% in each variation of H 3 PO 4 concentration.

## PENDAHULUAN
Tantalum  dan  niobium  merupakan  unsur  logam yang tidak ditemukan secara bebas di alam, tetapi selalu  berasosiasi  dengan  beberapa  jenis  logam membentuk  mineral-mineral  oksida.  Tantalum dan  niobium  termasuk  dalam  kategori  logam kritis  di  dunia,  hal  ini  sesuai  dengan  hasil penilaian  78  jenis  logam  yang  di  keluarkan  oleh European  Commissioning pada  tahun  2017[1]. Disisi lain, kedua logam tersebut memiliki banyak kegunaan  dalam  aplikasi  teknologi  tinggi misalnya  industri  pesawat  terbang,  elaktronoik, super  alloy,  katalis,  capacitor,  energy  dan superkonduktor [2].
Terdapat  beberpa  jenis  mineral  sebagai  sumber utama  unsur  tantalum  dan  niobium  misalnya columbite, tantalite, tantalo-columbite, pyrochlore,  dan  microlite [3]. Namun  semakin terbatasnya  setiap  mineral  tersebut  mendorong palaku  industri  dan  peneliti  mencari  sumber- sumber  sekunder  yang  ekonomis.  Salah  satu sumber  sekunder  yang  prospek  dikembangkan adalah  terak  timah  yang  berasal  dari  hasil peleburan  timah,  hal  ini  sesuai  dengan  beberapa hasil penelitian sebelumnya terhadap terak timah yang  menunjukan  kandungan  tantalum  dan niobium oksida [4].
Beberapa  penelitian  sebelumnya  menujukan bahwa  penggunaan  pelarut  basa  maupun  asam dapat meningkatkan kadar tantalum dan niobium oksida  dalam  terak  timah  melalui  pelarutan oksida lain seperti Fe 2 O 3 dan SiO 2 [5], hal ini juga dijelaskan  oleh  beberapa  penelitian  lainnya[6]– [9][10]. Selain itu menurut A. Suharyanto bahwa penggunaan  NaOH  dapat  melarutkan  senyawa amfoter  dalam  unsur  mayor  seperti  SnO 2 ,  SiO 2 , Al 2 O 3 dan  Zr  [11],  hal  ini  juga  berhubungan
dengan  beberapa  penelitian  sebelumnya  [12]– [14].
Penelitian  ini  bertujuan  untuk  mengetahui pengaruh  perlakuan  panas  dan  pelindian  basa maupun asam terhadap terak timah Bangka (BTS) dalam  peningkatan  kadar  tantalum  dan  niobium oksida  melalui  proses  pemanggangan,  pelindian dengan pelarut basa NaOH, dan pelindian dengan pelarut asam nitrat (HNO 3 ) : asam fosfat (H 3 PO 4 ).

## METODE PENELITIAN

## Bahan Penelitian
Bahan  yang  digunakan  pada  penelitian  ini  yaitu terak timah yang dihasilkan dari proses peleburan timah di PT. Timah Indonesia, Bangka. Selain itu digunakan  beberapa  bahan  penunjuang  seperti NaOH,  HNO 3 ,  dan  H 3 PO 4 sebagai  pelarut  pada proses pelindian.

## Prosedur Penelitian
Penelitian  ini  dilakukan  proses  pemanggangan terak  timah  pada  suhu  900 o C  selama  2  jam, selanjutnya di lanjutkan dengan proses pelindian menggunakan  pelarut  basa  NaOH,  kemudian residu  hasil  pelindian  basa  dilanjutkan  dengan pelindian  asam  menggunakan  pelarut  HNO 3 dan H 3 PO 4 dalam  beberapa  variasi  konsentrasi pelarut. Selanjutnya dapat dilihat pada gambar 1.

## HASIL DAN PEMBASAHAN

## Pengaruh Proses Roasting & Quenching
Proses pemanggangan (roasting) dilakukan pada suhu  900 o C  selama  2  jam,  kemudian  dilakukan proses pendinginan cepat (quenching) . Selanjutnya  dilakukamn  proses  karakterisasi dengan XRF untuk mengetahui kadar terak timah
terhadap pengaruh pemanggangan dan pendinginan  cepat  sebagaimana  terlihat  pada tabel 1.
Gambar 1 . Prosedur Penelitian Tabel 1 menunjukan bahwa proses pemanggangan yang dilakukan tidak mengakibatkan  terjadinya  dekomposisi  thermal, hal  ini  sesuai  dengan  data  yang  di  dapatkan melalui  analisis  termodinamika  terhadap  nilai
energy  Gibss  yang  diperoleh  sebagaimana  pada tabel  2.  Namun  terjadinya  perbedaan  kadar tantalum  dan  niobium  pada  masing-masing ukuran  karena  adanya  distribusi  ukuran  partikel pada saat dilkukan proses pemanggangan.
Table 1. Komposisi BTS berdasrkan ukuran butri hasil pemanggangan
Unsur Kandungan (%) Pada Setiap Mesh +100 # -100+150# -150+200# -200+250# -250# Ta 0,10 0,29 0,23 0,17 0,19 Nb 0,38 0,70 0,56 0,75 0,57 Si 2,57 6,30 4,68 12,89 4,75 Ca - 0,86 0,03 4,42 - Ti 0,96 2,43 1,82 3,32 1,78 Al - 0,46 0,24 2,96 - Fe 1,29 2,58 2,01 4,17 1,97 Zr 4,72 1,92 1,52 4,05 1,55 Sn 2,24 3,21 2,63 7,05 2,93 Oksida minor 89,98 84,64 88,91 67,27 89,19
Tabel 2. Analisis Termodinamika Terak Timah
(Gibss Energy) No. Reaksi ΔG 900°C (kcal) (kcal)
1 Ta 2 O 5 ⇋ 2Ta + 2.5O 2(g) 366.495 2 Nb 2 O 5 ⇋ 2Nb + 2.5O 2(g) 332.331 3 SiO 2 ⇋ Si + O 2(g) 167.381 4 2CaO ⇋ 2Ca + O 2(g) 244.626 5 TiO 2 ⇋ Ti + O 2(g) 174.982 6 Al 2 O 3 ⇋ 2Al + 1.5O 2(g) 311.560 7 Fe 2 O 3 ⇋ 2Fe + 1.5O 2(g) 123.395 8 ZrO 2 ⇋ Zr + O 2(g) 209.741 S elanjutnya hasil penelitian kami sebelumnya  [13]. menunjukan  bahwa  hasil pemanggangan dan pendinginan cepat menghasilkan  perenggangan  butir  sehingga  luas permukaan  kontak  semakin  besar.  Selain  itu, proses ini juga mengakibatkan pengecilan ukuran butir  yang  di  sebabkan  oleh thermal  stress dan proses  aglomerisasi  pada  terak  timah    yang diakibatkan  oleh  reaksi  antara  oksida  pada temperature tinggi selama  proses pemanggangan sebagaimana di jelaskan oleh J. Kriswanto dan J. Chang [15], [16].

## Pengaruh Pelindian Basa NaOH
Gambar 2. Pengaruh pelindian terak timah terhadap NaOH 8 M
Proses  pelindian  basa  dilakukan  menggunakan pelarut NaOH 8M selama 2 jam pada suhu ruang dan  tekanan  atmospheric  terhadap  terak  timah hasil  pemanggangan.  Gambar  2  menunjukan bahwa  proses  pelindian  basa  mengakibatkan adanya  penurunan  kadar  yang  sangat  kecil  yaitu dari 0,75% menjadi 0,73%, namun tantalum tidak mengalami  perubahan  kadar.  Penurunan  kadar
pada niobium dijelaskan oleh C. Subramanian dan A.K Suri bahwa solubilitas niobium dan tantalum dalam  pelarut  basa  sangat  kecil  [17].  Selain  itu adanya peningkatan unsur lain karena disebabkan oleh  pelarutan  unsur  dominan  seperti  Si,  Al,  Fe dan Sn sebagaimana di jelaskan oleh Gaballah,dkk  [18].
Ta 2 O 5 + NaOH  NaTaO 3 + H 2 O    (ΔG 900°C = - 45.235 kcal) (1)
Nb 2 O 5 + NaOH  NaNbO 3 +H 2 O (ΔG 900°C =  -30.400 kcal) (2) 0 2 4 6 8 10 12 14 Ta Nb Si Ca Ti Al Fe Zr Sn kad ar (%) Kandungan Unsur Terak Timah Sebelum Sesudah

## Pengaruh Pelindian Asam Nitrat (HNO
3 ) dan Asam Fosfat (H 3 PO 4 )
Pelindian  asam  dilakukan  menggunakan  terak timah  dari  residu  hasil  pelindian  basa  NaOH, kemudian dilindi dengan pelarut HNO 3 2M  dan variasi  konsentrasi  campuran  HNO 3 :  H 3 PO 4 selama 2 jam pada suhu dan tekanan atmosferik. Gambar 3 menunjukan bahwa kadar tantalum dan niobium  mengalami  peningkatan  saat  pelindian dengan  pelarut  HNO 3 dan  seiring  dengan peningkatan  konsentrasi  pelarut  H 3 PO 4 .  Hal  ini disebabkan oleh penurunan kadar Ca dari 4,53% menjadi 2,57% pada saat pelindian dengan HNO 3 ,
sedangkan  pada  pelindian  dengan  pelarut campuran HNO 3 :H 3 PO 4 mengakibatkan penurunan Si pada setiap peningkatan konsentrasi H 3 PO 4 .  Pelarutan  unsur  pengotor  seperti  Si,  Ca, dan  Al  disebabkan  oleh  adanya  ion  H + yang  di hasilkan oleh disosiasi ion HNO 3 dan H 3 PO 4 yang meningkat seiring dengan peningkatan konsentrasi  H 3 PO 4 .  Sehingga  jumlah  ion  yang semakin  banyak  dalam  larutan  pelindi  dapat melarutkan ion pengotor lebih baik [19].
Gambar 3. Pengaruh Pelindian terhadap variasi konsentrasi HNO 3 :H 3 PO 4

## KESIMPULAN
Dari hasil penelitian terhadap pengaruh pemanggangan, pelindian basa maupun pelindian asam  dapat  di  simpulkan  bahwa  proses pemanggangan  terhadap  terak  timah  tidak mengalami dekomposisi thermal, namun mengakibatkan  morfologi  terak  timah  menjadi semakin  renggang  antar  partikel  sehingga memudahkan  reaksi  reagen  selama  proses pelindian.  Sedangkan  proses  pelindian  dengan basa  NaOH  konsentrasi  8M  dapat  menurunkan kadar oksida mayor seperti Si, Al, Fe, Zr, dan Sn sesuai  dengan  energy  Gibss  yang  di  hasilkan.
Selain itu,  proses  pelindian  mengunakan campuran  asam  dan  basa  dapat  meningkatkan kadar  tantalum  dan  niobium  secara  signifikan seiring  dengan  peningkatan  konsentrasi  asam fosfat (H 3 PO 4 ).

## UCAPAN TERIMA KASIH
Terima  kasih  saya  ucapkan  kepada  LP2S Universitas  Muslim  Indonesia  atas  dukungan pembiayaan  penelitian  dan  Fakultas  Teknologi Industri  atas  dukungan  fasilitas  laboraturium selama proses penelitian.
Setelah Pemanggangan NaOH 8M  HNO3 2M HNO3 2M:
H3PO4 0.5M HNO3 2M: H3PO4 1M HNO3 2M: H3PO4 1.5M 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 Setelah Pemanggangan NaOH 8M  HNO3 2M HNO3 2M: H3PO4 0.5M HNO3 2M: H3PO4 1M HNO3 2M: H3PO4 1.5M 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 Ka d a r (% ) Tantalum Niobium

## DAFTAR PUSTAKA
[1] R. On and A. F. O. R. The, “Eu critical raw materials profiles,” 2015.
[2] M.  S.  P.  REFRAM,  “Niobium  and tantalum,” no. 688993.
[3] C.  K.  Gupta, Chemical  Metallurgy Principles and Practice . 2003.
[4] E.  Allain,  A.  X-ray,  and  U.  States,  “A Possible  Method  for  the  Characterization of  Amorphous  Slags  Recovery  of Refractory Metal Oxides from Tin Slags,” vol. 23, no. June, pp. 249–259, 1992.
[5] H. F. Putra and N. S. Aryanti, “Upgrading tantalum  and  niobium  oxides  content  in Bangka  tin  slag  with  double  leaching Upgrading  tantalum  and  niobium  oxides content  in  Bangka  tin  slag  with  double leaching,” 2018.
[6] R. A. Majid, A. Rustandi, and S. Permana, “Simulation  of  Tantalum  and  Niobium Pentoxides  Extraction  from  Bangka  Tin Slag Waste,” vol. 24, no. 1, pp. 767–772, 2018.
[7] E. Allain, N. Kanari, F. Diot, and J. Yvon, “Development  of  a  process  for  the concentration of the strategic tantalum and niobium  oxides  from  tin  slags,” Miner. Eng. ,  vol.  134,  no.  January,  pp.  97–103,
2019.
[8] J. W. Soedarsono and S. Permana, “Other Oxides  Pre-removed  from  Bangka  Tin Slag  to  Produce  a  High  Grade  Tantalum and  Niobium  Oxides  Concentrate  Other Oxides  Pre-removed  from  Bangka  Tin Slag  to  Produce  a  High  Grade  Tantalum and Niobium Oxides Concentrate,” 2016.
[9] W. Kartika, R. A. Majid, and D. Navanti, “Studi Pemanfataan Limbah Terak Timah 2  Bangka  Sebagai  Sumber  Sekunder Unsur Skandium,” vol. 19, no. 1, pp. 8–17, 2019.
[10] S. Permana, A. Maksum, and J. Wahyuadi, “Enrichment  On  Bangka  Tin  Slag  ’  S Tantalum  And  Niobium  Oxide  Contents
Through  Non-Fluoride  Process,”  no. January 2019, 2018.
[11] “A.  Suharyanto,  E.  Sulistiyono,  and  F. Firdiyono,  ‘Pelarutan  Terak  Timah Bangka  Menggunakan  Larutan  NaOH,’ vol. 15314, 2014 .,” vol. 15314, p. 15314,
2014.
[12] S. F. Vincia, S. Permana, A. Maksum, and J.  W.  Soedarsono,  “Study  to  Enhance Tantalum  and  Niobium  Contents  in Bangka  Tin  Slag  by  NaOH  and  HClO  4 Leaching Study to Enhance Tantalum and Niobium Contents in Bangka Tin Slag by NaOH and HClO 4 Leaching,” 2019.
[13] H. F. Akli, S. Permana, A. Maksum, and J. W. Soedarsono, “Enrichment of Tantalum and Niobium Contents in Bangka Tin Slag by  NaOH  and  H  3  PO  4  Leaching Enrichment  of  Tantalum  and  Niobium Contents  in  Bangka  Tin  Slag  by  NaOH and H 3 PO 4 Leaching,” 2019.
[14] P. Harcourt, E. S. Science, V. Schools, and M.  Board,  “Extraction  of  Niobium  from Tin Slag,” vol. 4, no. 11, pp. 1–7, 2014.
[15] “J.
Kriswanto, ‘Studi Pengaruh Pemanggangan  Pada  700  oC  dan  Variasi Konsentrasi Larutan NaOH dan HCl Pada Proses  Pelindian  Terhadap  Peningkatan Kadar  Tantalum  dan  Niobium  Oksida dalam Terak Timah,’ DTMM Universitas Indonesia, 2015,” p. 2015, 2015.
[16] “J.  Chang,  L.  Zhang,  C.  Yang,  Q.  Ye,  J. Chen, J. Peng, C. Srinivasakannan, and W. Li,”  Kinetics  of  microwave  roasting  of zinc slag oxidation dust with concentrated sulfuric  acid  and  water  leaching,” Chemical  Engineering  and  Processing: Process  Intensification,  vol.  97,  pp.  75  – 83, Nov. 2015,” vol. 97, p. 2015, 2015.
[17] C.  Subramanian,  A.  K.  Suri,  and  B. Atomic,  “Recovery  of  niobium  and tantalum  from  low  grade  tin  slag  -  A hydrometallurgical  approach,”  pp.  100– 107, 1998.
[18] “Allain,  E.,  X-  ray,  A.  and  States,  U. (1992)  ‘A  Possible  Method  for  the
Characterization  of  Amorphous  Slags Recovery  of  Refractory  Metal  Oxides from Tin Slags’, 23(June), pp. 249– 259.,” vol. 23, p. 1992, 1992.
[19] T.  Pentoksida,  T.  Timah,  and  D.  U. Indonesia, “A. Fadli,
‘Pengaruh Konsentrasi Larutan Asam Nitrat sebagai
Larutan Lindi terhadap Peningkatan Kadar
Tantalum Pentoksida dan Niobium Pentoksida dalam Terak Timah I,’ DTMM Universitas.  Indonesia,  2017,”  p.  2017, 2017.