Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Malasit merupakan salah satu bijih sekunder tembaga yang memiliki rumus kimia CuCO3.Cu(OH)2., Bijih malasit termasuk dalam batuan karbonat dan biasanya berwarna biru dan hijau. Pelindian merupakan proses pengambilan logam berharga secara selektif dari bijih dengan pelarut sehingga didapatkan suatu larutan kaya. Pelindian juga bertujuan menaikan kadar dari bijih. Laju proses pelindian dipengaruhi oleh beberapa faktor diantaranya yaitu ukuran partikel, konsentrasi, temperatur dan waktu pelindian. Bahasan penelitian ini ialah pengaruh proses klasifikasi air terhadap kenaikan persentase kadar tembaga dan pengaruh konsentrasi pelarut terhadap persentase peningkatan kadar tembaga pada bijih malasit. Penelitian ini melakukan beberapa pengujian yaitu uji karakterisasi bijih malasit menggunakan EDX dan AAS, uji anilsis filtrat hasil pelindian menggunakan AAS. Hasil dari peneltian ini, penambahan metode proses klasifikasi air menaikkan persetase kadar tembaga dan pengaruh konsentrasi pelarut pada proses pelindian yang berpengaruh terhadap persentase peningkatan tembaga pada bijih malasit.

---

Malachite is a secondary ore of copper which has chemical formula CuCO3.Cu (OH)2. Malachite ore included in carbonate rocks and usually colored blue and green. Leaching is the process of making precious metals from ore by selective leaching agents until get a rich solution. Leaching is also increasing the content of ores. The rate of leaching process is influenced by several factors including the particle size, concentration, temperature and time leaching.

Discussion of this study is the influence of the classification process water to increase the percentage of copper content and the influence of the lixiviant concentration to the percentage recovery of copper in malachite ores. Some of the testing performed in this study are malachite ore characterization testing using EDX and AAS, analysis filtrate testing which is the result of leaching, using AAS.

The result of this study is the addition method of water classification process (float sink) can increase the copper content and the influence of lixiviant concentration in the leaching process which can increase the percentage recovery of copper in malachite ores."

"Deposit laterite merupakan salah satu jenis bijih nikel yang paling berlimpah di alam. Di Indonesia khususnya di Kabupaten Pomala, Sulawesi Tenggara memiliki deposit laterite yang tergolong tinggi. Salah satu mineral yang ada di dalam lapisan laterite yaitu bijih nikel saprolit yang memiliki kadar unsur nikel yang lebih tinggi dibandingkan lapisan lainnya seperti limonit. Untuk mendapatkan recovery nikel yang efektif dan efisien, diperlukan suatu pengembangan penelitian proses ekstraksi. Pada penelitian ini akan dilakukan beberapa proses seperti separasi dengan fluida air, pirometalurgi (roasting reduction) dan hidrometalurgi (pelindian). Penelitian ini akan membahas pengaruh penambahan reduktor yang berasal dari batubara dengan kadar yang berbeda-beda yaitu 8%, 16%, 24% dan 32%. Untuk mengetahui komposisi kimia dari bijih saprolit yang murni dan yang telah dilakukan proses separasi, akan dilakukan pengujian EDX (Energy Dispersive X-Ray) terlebih dahulu. Sebelum ketahap hidrometalurgi, sampel dengan masing-masing penambahan batubara tersebut dilakukan proses roasting reduction pada temperatur 1250oC di dalam furnace carbolyte. Selanjutnya akan dilakukan pengujian STA dan XRD dengan tujuan untuk melihat senyawa-senyawa yang terdapat pada bijih nikel saprolit tersebut. Setelah tahap ini selesai dilakukan, sampel dilindi dengan menggunakan larutan Asam Sulfat 1 Molar dalam waktu 90 menit. Dari hasil yang diperoleh, pada proses pelindian asam sulfat dengan konsentrasi 1 Molar, persentase recovery nikel yang tertinggi berada pada bijih saprolit yang ditambahkan dengan batubara sebanyak 16% dengan perolehan Nikel nya yaitu sebesar 59.85% (persentase optimum).

---

Laterite deposit is one of the most abundant ore in nature. In Indonesia, especially in Pomala regency, Southeast Sulawesi, has a high laterite deposit. One of the minerals in the laterite layer is saprolite nickel ore which has a higher nickel content than the other layers, such as limonite.

To get recovery of nickel with effective and efficient, a study about development of extraction process is needed. This research will conduct several processes such as float and sink process, pyrometallurgy (roasting reduction) and hydrometallurgical (leaching). This research also will disscus the effect of addition of coal as reductor, with varied levels of coal: 8%, 16%, 24% and 32%. To determine the chemical composition of saprolite ore that have been treated by float and sink process, EDX (Energy dispersive X-Ray) test is performed.

Before hydrometallurgy process is conducted, the samples that have been added by varied levels of coal was reduction roasted at temperature 1250oC in Carbolyte furnace. Further testing will be conducted by the STA and XRD with purpose to determine the compounds presence in the saprolite nickel ore. After that stage, the sample is leached in Sulfuric Acid at 1 Molar for 90 minutes.

From the obtained results, the process of leaching with sulfuric acid at 1 Molar, the recovery percentage of nickel from 16% of coal addition is the highest with obtained value 59.85% (optimum percentage)."

"Salah satu proses antara dalam pelindian bijih kromit adalah pemanggangan alkali dengan KOH untuk mengkonversi bijih kromit menjadi senyawa kromat yang lebih mudah larut Telah dilakukan proses pemanggangan alkali bijih kromit Pulau Kalimantan menggunakan KOH di temperatur 800 C selama 60 menit diikuti dengan pelindian menggunakan larutan asam sulfat 1 M Dilakukan investigasi pengaruh dari waktu pelindian suhu pelindian dan ukuran partikel terhadap hasil ekstraksi Cr dari bijih kromit Pulau Kalimantan Pengujian XRF XRD dan AAS dilakukan untuk mengukur dan menentukan pengaruh parameter pemanggangan dan pelindian terhadap hasil ekstraksi kromium dan komposisi residu Hasil roasting terutama tersusun atas hematit dan kalium kromat sedangkan residu pelindian terutama tersusun atas mineral grup spinel yang tidak terdekomposisi selama pemanggangan yang mengandung kadar Cr yang lebih tinggi dibandingkan sampel bijih awal Waktu pelindian optimum untuk suhu 25 C 50 C dan 75 C berturut turut adalah 100 1 menit 43 4 menit dan 15 4 menit Sedangkan nilai recovery yang dicapai pada waktu pelindian optimum untuk suhu 25 C 50 C dan 75 C berturut turut adalah 66 64 69 88 dan 75 06 Analisa kinetika proses pelindian menunjukkan laju proses pelindian terutama dikontrol difusi melewati lapisan produk yang dapat direpresentasikan dengan persamaan Kr ger Ziegler sebagai berikut Energi aktivasi sebesar 10 34 kJ mol menunjukkan karakteristik proses yang dikontrol difusi.

---

One of novel intermediate process in leaching Kromit Ore is treating the ore in pemanggangan alkali process with KOH to convert the ore into much more soluble chromate compound Pemanggangan alkali of Borneo Kromit Ore with KOH in temperature of 800 C and subsequent leaching with 1 M sulfuric acid solution was conducted The influence of time temperature and particle size to chromium extraction yield from Borneo kromit ore was investigated XRF XRD and AAS test was used to measure and determine the effect of roasting and leaching parameter to chromium extraction and composition of residue

Roasting product mainly consisted of hematite and sodium chromate whereas leaching residue mainly consisted of undecomposed spinel group minerals with higher Cr content than pre roasted kromit ore Optimum leaching time values for 25 C 50 C and 75 C are 100 1 minutes 43 4 minutes and 15 4 minutes respectively And recovery reached at optimum leaching time for leaching at 25 C 50 C and 75 C are 66 64 69 88 and 75 06 respectively The leaching kinetics analysis shows that the reaction rate of leaching process is controlled by diffusion through the product ash layer which can be represented by following Kr ger Ziegler equation The calculated activation energy of 10 34 kJ mol resembles a characteristic of a diffusion controlled process "

"Sulfidasi Selektif bijih nikel laterit jenis limonitik dengan kandungan Fe, Ni, Co dan Mg masing - masing 59,00%, 0,97%, 0,05% dan 1,02% telah dilakukan dengan menambahkan 4% batubara lignite sebagai reduktor dan sulfur sebagai agen sulfidasi dengan variasi penambahan sebesar 0% dan 5% berat. Bijih nikel, batubara dan sulfur dengan ukuran partikel < 149 µm yang telah dicampur dan dibentuk pelet kemudian diroasting menggunakan muffle tube furnace pada temperatur 1000^oC selama 60 menit dengan laju pemanasan 10^oC/menit. Pendinginan dalam furnace dengan mengalirkan gas N₂ sampai temperatur kamar tercapai. Pelet hasil roasting dihaluskan menggunakan pulverizer sampai ukuran partikel < 74 µm diikuti atmospheric leaching menggunakan asam sulfat pada temperatur 50^oC selama 60 menit dengan variasi konsentrasi sebesar 1, 2, 4 dan 6 M. Penambahan sulfur 5% mengakibatkan ekstraksi nikel dan kobalt dalam lixiviant menjadi lebih rendah dibandingkan dengan 0% sulfur. Dalam 6 M asam sulfat dihasilkan ekastraksi Ni dan Co masing - masing sebesar 0,20% dan 6,91% pada pelet bijih nikel roasting tanpa sulfur. Eksraksi Ni dan Co dalam lixiviant turun menjadi 0,11% dan 3,34% ketika pada pelet bijih nikel roasting dengan 5% sulfur. Kenaikan konsentrasi asam sulfat cenderung menurunkan ekstraksi Ni dan Co dalam lixiviant tetapi tidak terlalu signifikan. Nikel dan kobalt yang terekstraksi dalam lixiviant relatif sangat kecil, karena umpan yang dileaching mengalami reverse leaching. Penambahan sulfur pada proses roasting pelet bijih nikel menghambat terbentuknya olivine. Fasa - fasa yang tebentuk setelah roasting pada kedua jenis pelet bijih nikel roasting relatif sama yaitu  magnetite (Fe₃O₄) dan olivine [(Fe,Mg)₂SiO₄], dengan fasa dominan adalah magnetite. Fasa akhir yang terbentuk pada residu hasil leaching pada kedua jenis pelet adalah magnetite. Penambahan sulfur juga memiliki peran penting dalam aglomerasi metalik yang terlihat pada perbandingan morfologi residu hasil leaching.

---

Selective sulfidation of limonitic laterite nickel ore with Fe, Ni, Co and Mg content of 59.00%, 0.97%, 0.05% and 1.02% respectively by adding 4% lignite coal as reducing agent and sulfur as a sulfidizing agent with additional variations of 0% and 5% by weight. Nickel ore, coal and sulfur with a particle size of <149 µm which has been mixed and formed by pellets are then roasted using a muffle tube furnace at a temperature of 1000^oC for 60 minutes, heating rate is 10^oC/minute. Cooled in the furnace by flowed N₂ to ambient temperature. Roasted pellets were grinded by pulverizer to particle size <74 µm followed by atmospheric leaching with 1, 2, 4 and 6 M sulfuric acid at 50^oC for 60 minutes. Addition of 5% sulphur were shown nickel and cobalt extraction lower compared to 0% sulfur. Nickel and cobalt extraction at 6 M sulfuric acid respectively  0.20% and 6.91% on nickel ore pellets roasted without sulfur. The extraction of Ni and Co in the lixiviant dropped to 0.11% and 3.34% on nickel ore pellets roasted with 5% sulfur. Increasing sulfuric acid concentration tends to decrease the extraction of Ni and Co in the lixiviant but not significant. Nickel and cobalt extracted in the lixiviant are relatively very small, because ore feeds be through reverse leaching.  Addition of sulphur in the nickel ore pellet roasted process inhibits the formation of olivine. The phases formed after roasting in both types of nickel ore pellets are roasted relatively the same, magnetite (Fe₃O₄) and olivine [(Fe,Mg)₂SiO₄], dominant phase is magnetite. The final phase formed on the residue from leaching on both types of pellets is magnetite. Addition of sulphur also has an important role in metallic agglomeration seen in the comparison of morphological residues after leaching."

"Terak feronikel adalah produk sampingan dari peleburan bijih nikel yang dikategorikan sebagai limbah berbahaya dan beracun bagi lingkungan yang masih mengandung mineral berharga seperti nikel, besi, kobalt, dan beberapa unsur tanah jarang. Penelitian lebih lanjut diperlukan untuk menjadi solusi dari masalah lingkungan yang disebabkan oleh terak ini dan juga untuk menemukan solusi alternatif terhadap penurunan pasokan mineral dunia dengan menggunakan kembali terak feronikel. Dalam penelitian ini, terak feronikel pertama kali diberikan fusi alkali untuk membuat microcracks dan untuk mengikat silika pada terak dengan mencampurkannya dengan natrium karbonat (Na2CO3) dan memanggangnya pada suhu 1000oC dan tahan selama 60 menit. Kemudian diikuti dengan pencucian air panas untuk memisahkan silika dari terak pada 100oC selama 60 menit. Selanjutnya, terak dilindi dengan menggunakan asam sulfat (H2SO4) dengan konsentrasi 1,5 M dengan variasi suhu pada suhu kamar (40 oC), 50 oC, 60oC, dan 70oC serta variasi waktu yaitu 15, 30, 60, 90, dan 120 menit untuk mendapatkan kondisi yang paling efektif untuk melarutkan nikel dan besi. Dengan dilakukannya pelindian asam menggunakan asam sulfat pada temperatur pelindian 70 oC dengan 120 menit waktu pelindian menghasilkan % recovery nikel dan besi paling tinggi, yaitu sebesar 50,82 % untuk %recovery nikel dan sebesar 31,09 % untuk % recovery besi.

---

Ferronickel slag is a by-product of nickel ore smelting which is categorized as hazardous and toxic to the environment which still contains valuable minerals such as nickel, iron, cobalt, and some rare earth elements. Further research is needed to be a solution to the environmental problems caused by this slag and also to find alternative solutions to the decline in world mineral supply by reusing ferronickel slag. In this study, ferronickel slag was first given alkaline fusion to make microcracks and to bind silica to slag by mixing it with sodium carbonate (Na2/subCO3) and baking it at a temperature of 1000oC and holding it for 60 minutes. Then followed by washing hot water to separate silica from slag at 100oC for 60 minutes. Furthermore, slag is leached using sulfuric acid (H2SO4) 1.5 M with temperature variations at room temperature (40oC), 50oC, 60oC, and 70oC with a time variation of 15, 30, 60, 90, and 120 minutes to get the condition the most effective way to dissolve nickel and iron. By conducting acid leaching using sulfuric acid at a leaching temperature of 70oC with 120 minutes leaching time resulting in the highest recovery of nickel and iron, amounting to 50.82% for nickel recovery and 31.09% for iron recovery%."

"Tembaga merupakan salah satu mineral yang cukup penting dalam pertumbuhan ekonomi dan pembangunan bagi sebuah negara. Pada bijih jenis oksida yang berkisar 20% dari seluruh cadangan tembaga dunia, teknologi hidrometalurgi yang lebih ekonomis. Penggunaan alternatif lixiviant selain asam sulfat, misalnya ammonium bikarbonat, perlu diteliti lebih lanjut dengan parameter-parameter tertentu. Penelitian ini menjelaskan mengenai pengaruh dari konsentrasi lixiviant dan waktu pelindian dengan menggunakan ammonium bikarbonat. Pada penelitian ini juga akan menganalisa mengenai pengaruh klasifikasi dengan menggunakan media air pada wadah bertingkat terhadap tren kecenderungan suatu unsur. Hasil penelitian menunjukkan semakin tinggi konsentrasi maka akan semakin banyak pula kandungan PLS dan pengayaan yang dicapai. Sementara itu, Semakin lama waktu pelindian maka akan semakin banyak pula kandungan PLS dan pengayaan yang didapat. Kandungan PLS tertinggi dicapai pada konsentrasi 2.5 M dengan 4076 mg/L dan recovery sebesar 11.42 %. Pada waktu pelindian, kandungan tertinggi didapatkan pada waktu 120 menit dengan kandungan sebesar 2196 mg/L dan recovery sebesar 6.15%. Pengaruh klasifikasi dengan media air juga diteliti dalam percobaan ini dimana terjadi penurunan kadar pengotor dan kenaikan kadar tembaga.

---

Copper is the one of important mineral for economic growth and the country development. Copper oxide ore which only 20% of total reserves in the world, hydrometallurgical technology is more economical process. Aside from sulfuric acid, alternative lixivant such as ammonium bicarbonate need further investigation with specific parameters.

This study explain the effect of lixiviant concentration and leaching time using ammonium bicarbonate. This study also analys the effect of classification mineral using water with storay container toward the trend tendency of mineral.

The study shows the pregnant leach solution increased and more recovery gained with the increasing of lixiviant concentration. Also, the increasing of leaching time, pregnant leach solution and recovery increased. The highest PLS gained at 2.5 molar mass of ammonium bicarbonate with 4076 mg/L and 11.42% of recovery. The longest leaching time also gain 2196 mg/L and 6.15 % of recovery. The classification mineral show the decrease tendency of gangue and the increase tendency of copper."

"Sources nickel laterite deposit of the world are mostly found in the tropic such as Indonesia. The initial composition of nickel saprolite ore is characterized by XRF. Saprolte ore was reduced use coal 15% wt at 1000°C for 60 minutes. The result of reduction is characterized by XRD. Effect of roasting reduction to recovery nickel also affect the result leaching use solvent sulphuric acid (H2SO4) for 240 minutes at 100°C with varying concentrations of 0.5 M, 1 M, and 2 M. The content of nickel dissolved in pregnant leach solution calculated using Atomic Absorbance Spectroscopy (AAS).Result of XRD characterization shows phase transformation into Fe3O4, NiO, and FeNi after reduction roasting. Sulphuric Acid at concentration 1 Molar has the highest nickel recovery with 52.75% in reduced saprolite ore."

"

Indonesia merupakan negara produksi nikel terbesar di dunia dengan produksi feronikel yakni 1,6 juta ton dengan penjualan 1,03 juta ton pada 2021. Produksi nikel di Indonesia sebagian besar adalah ferronikel yang dihasilkan dari peleburan reduksi bijih nikel oksida atau silikat yang mengandung besi. Meningkatnya produksi nikel maka terak feronikel juga meningkat sehingga membutuhkan area penyimpanan yang luas karena 1 ton nikel yang diproduksi menghasilkan 8-14 ton terak. Tujuan dari penelitian ini adalah melihat seberapa efisien penggunakan metode hidrotermal dan variaso stoikiometri pada pelindian terak feronikel. Proses diawali dengan proses hidrotermal menggunakan H₂SO₄ 2 M dengan temperatur 250°C dan holding time 60 menit. Residu hasil hidrotermal kemudian di campur dengan NaOH untuk dilakukan proses pemanggangan, proses ini memiliki variasi stoikiometri 1.1, 1, 0.9, 0.8, dan 0.7 dengan temperatur 350°C dan waktu penanhanan 60 menit. Kemudian dilakukan proses pelindian dengan menggunakan metode water leaching. Kemudian dilakukan karakterisasi akhir XRD dan XRF residu hasil pelindian. Hasil yang diperoleh bahwa persentase silika menggunakan H₂SO₄ mengalami peningkatan. Namun, saat proses pelindian silika tidak larut dikarenakan NaOH tidak mempu membentuk Natrium Silika saat proses roasting dikarenakan temperature yang digunakan sangat rendah. Berdasarkan analisis perubahan massa, didapatkan kondisi 0.7 stoikiometri (5.48 gram NaOH) memiliki tingkat pemulihan yang paling tinggi.

---

Indonesia is the world's largest nickel producer with a ferro-nickel production of 1.6 million tons and sales of 1.03 million tons in 2021. The majority of nickel production in Indonesia is ferro-nickel produced from the smelting reduction of nickel oxide or silicate ores containing iron. With the increasing nickel production, the production of ferro-nickel slag also rises, requiring extensive storage areas as 1 ton of nickel produced generates 8-14 tons of slag. The aim of this research is to assess the efficiency of the hydrothermal method and stoichiometric variations in leaching ferro-nickel slag. The process begins with hydrothermal treatment using 2 M H2SO4 at a temperature of 250°C and a holding time of 60 minutes. The hydrothermal residue is then mixed with NaOH for a roasting process, with stoichiometric variations of 1.1, 1, 0.9, 0.8, and 0.7 at a temperature of 350°C and a holding time of 60 minutes. Subsequently, the leaching process is carried out using the water leaching method. The final characterization is performed using XRD and XRF on the leached residue. The results show an increase in silica percentage using H2SO4. However, during the leaching process, silica is not soluble due to NaOH's inability to form sodium silicate during the roasting process, attributed to the very low temperature used. Based on mass change analysis, the 0.7 stoichiometric condition (5.48 grams of NaOH) achieves the highest recovery rate.

 

"

"Terak feronikel adalah produk sekunder dari peleburan bijih nikel yang mengandung banyak logam berharga seperti nikel, kobalt, besi, bahkan unsur tanah jarang terkandung di sana. Penelitian ini dilakukan untuk menjadi solusi dari masalah lingkungan yang terjadi karena terak ini dan logam berharga yang terbuang karena tidak ada proses lebih lanjut dari terak tersebut. Dalam percobaan ini terak feronikel pertama kali diberikan fusi alkali menggunakan natrium karbonat untuk menghilangkan silika yang memiliki jumlah besar dalam terak dan diikuti oleh pelindian air panas untuk memisahkan silika. Kemudian, proses hidrometalurgi dimulai menggunakan asam sulfat dengan berbagai konsentrasi seperti 0,2M, 0,4M, 0,6M dan 0,8M dengan berbagai waktu yaitu 15, 30, 60, 90 dan 120 menit untuk mendapatkan yang paling efektif kondisi untuk melarutkan nikel. Sampel dan hasil percobaan ini dicirikan oleh proses ICP untuk mengetahui berapa banyak nikel dan besi larut dan dapat dikumpulkan untuk menjadi produk baru. Karakterisasi sampel menunjukkan adanya Ni 0,11%. Hasil penelitian ini adalah 0,2M H2SO4 dan pelindian 15 menit adalah kondisi terbaik untuk menghasilkan% tertinggi dari ekstraksi nikel.

---

Ferronickel slag is secondary product from nickel ore smelting that containing many valuable metals such as nickel, cobalt, iron, even rare earth elements is contained there. This research is conducted to become the solution of the environmental issues that happened because of this slag and the valuable metals that wasted because there is no further processing of the slag. In this experiment ferronickel slag is first given an alkaline fusion using sodium carbonate to remove silica that have a big amount in the slag and followed by the hot water leaching to separate the silica. Then, the hydrometallurgy process is started using the sulfuric acid with various concentration such as 0.2M, 0,4M, 0,6M and 0,8M with various time that is 15, 30, 60, 90 and 120 minutes to get the most effective condition to dissolve the nickel. The sample and result of this experiment is characterized by ICP process to know how much the nickel and iron dissolve and can be collected to become a new product. Sample characterization showed the presence of Ni 0,11%. The result of this research is 0,2M H2SO4 and 15 minutes of leaching is the best condition to make the highest % of nickel extraction."

"Nikel laterit merupakan sumber bahan tambang yang sangat penting karena menyumbang 40% produksi nikel dunia. Indonesia menjadi salah satu negara yang memiliki sumber cadangan nikel laterit terbesar. Perlakuan proses reduksi pada bijih nikel dapat meningkatkan selektivitas logam nikel. Pengolahan bijih nikel laterit hasil reduksi dapat dilakukan melalui teknik hidrometalurgi dengan atmospheric leaching (pelindian asam atmosferik). Perilaku pelarutan mineral saat proses pelindian dapat diketahui dengan cara studi elektrokimia. Akan tetapi, studi elektrokimia untuk bijih nikel laterit masih sangat jarang dilakukan sehingga penelitian ini perlu dilakukan untuk mempelajari perilaku bijih nikel laterit hasil reduksi saat dilakukan proses pelarutan menggunakan asam sulfat dengan konsentrasi sebesar 1 M, 2 M, 4 M, dan 6 M. Selain itu.Penelitian ini juga bertujuan untuk menghubungkan hasil metode studi elektrokimia terhadap perilaku nikel laterit hasil reduksi yang dilakukan proses pelarutan. Prosedur penelitian ini meliputi preparasi sampel, karakterisasi sampel, preparasi larutan, serta studi elektrokimia yang terdiri dari Open Circuit Potential (OCP), Electrochemical Impedance Spectroscopy (EIS), dan Linear Sweep Voltammetry (LSV).Hasil yang didapatkan menunjukkan adanya perbedaan perilaku pada tiap pelarutan, namun sampel selalu mengalami pasivasi. Semakin tinggi konsentrasi asam sulfat, laju korosi yang didapatkan semakin besar dan mempercepat pembentukan lapisan pasif pada permukaan sampel.

---

Laterite nickel is a very important source of mining material as it accounts for 40% of world nickel production. Indonesia is one of the countries that has the largest source of reserves of laterite nickel. The processing of roasted nickel ore can be carried out through hydrometallurgical techniques by atmospheric acid leaching. Mineral dissolution behavior during leaching process can be known by electrochemical studies. However, electrochemical studies for roasted laterite nickel ore were still very rarely carried out. This research needs to be studied when roasted laterite nickel ore is dissolved using sulfuric acid with a composition of 1 M, 2 M, 4 M, and 6 M.

Other than that, this research also aims to link the results of the electrochemical study method against behavior of laterite nickel which carried out by dissolution process. The procedure of this study such as sample preparation, sample characterization, dissolution preparation, and electrochemical studies consisting of Open Circuit Potential (OCP), Electrochemical Impedance Spectroscopy (EIS), Linear Sweep Voltammetry (LSV).

The results showed difference behavior on each dissolution. Passivation was formed on the surface of samples. Corrosion rate increased as concentration of sulfuric acid was upgraded and accelerating the formation of passive layer on the surface."