Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Banyaknya ilmenit di Indonesia sebagai bahan baku besi-baja sudah sering terdengar. Titanium sebagai logam serba guna yang juga terkandung di dalam ilmenit bisa menjadi industri baru di Indonesia. Tidak berkembangnya industri titanium di Indonesia karena harganya yang mahal dan pengolahannya yang sulit. Dalam penelitian ini dilakukan pengolahan titanium yang sederhana dan dengan bahan baku yang cukup minim namun menghasilkan recovery yang cukup.Pada penelitian ini diuji efek dari konsentrasi fluks pada hasil recovery titanium dengan bukti pengendapan pada proses leaching. Fluks yang digunakan adalah natrium hidroksida digunakan untuk mereduksi titanium dari ilmenite. Konsentrasi fluks memiliki tiga variabel yaitu 1:1 (Ilmenite:NaOH), 1:1.5, dan 1:0.5. Sampel dipreparasi dengan magnetic separator dan juga pengayakan untuk mendapatkan FeTiO3 dan ukuran partikel #120, dan dikarakterisasi terlebih dahulu dengan hasil Ti sebesar 3.21%, kemudian di lebur bersama dengan fluks dan aditif. Setelah dilebur dan dicuci dengan aquades kemudian disaring. Filtrat yang berada di kertas saring dianggap sebagai tailing dan diuji menggunakan spectrometer UV Vis dengan hasil konsentrasi Ti 1:0.5, 1:1, 1:1.5 yaitu 12.2 mg/L, 11.8 mg/L dan 11.26 mg/L. Kemudian konsentrat yang berhasil lolos dari kertas saring dilindih dengan pH 7. Endapan yang terjadi di saring dan hasil saringan diuji Spektrometer UV Vis dengan hasil konsentrasi Ti terhadap variabel fluks 1:0.5, 1:1, 1:1.5 yaitu 24.8 mg/L, 13.07 mg/L, 12.1 mg/L. %recovery titanium Setelah proses pirometalurgi berdasarkan konsentrasi fluks 1:0.5, 1:1, 1:1,5 adalah 92,83%, 82,55%, dan 75,389% dan %recovery titanium setelah proses pelindihan sesuai dengan konsentrasi fluks adalah 18,9%, 8,723% dan 8.52%. Penggunaan natrium hidroksida membantu titanium pelepasan ikatan dari ilmenite, tetapi memiliki batas optimal, dalam hal ini konsentrasi optimumnya adalah 1:0.5 (ilmenit: NaOH).

---

Most ilmenite in Indonesia becomes iron-steel making?s feed is commonly heard. Titanium as a multifunctional metals which also contained in ilmenite, can be a breakthrough in Indonesia. The undeveloped titanium industry in Indonesia is because of the difficulties of processing which also expensive. In this research, titanium processing with a simple practice is applied and also with minimum resources but resulting great titanium recovery.In this research, the concentration of flux is tested for seeing the result of titanium recovery with a proof of suspension on leaching process. The flux that is being used is sodium hydroxide which is reducing titanium from ilmenite. The flux concentration is split into 3 variables which are 1:1 (Ilmenite:NaOH), 1:1.5, and 1:0.5. The sample preparation starts with applying iron sand on magnetic separator to separate the ilmenite, silicate, and also magnetite. After that the ilmenites are sieved with a #120 sieve as a result its mass is 150 grand then the ilmenite is characterized with EDX and resulting a 3.21% titanium. The ilmenites are mixed with flux and additive on fusion process at 900oC. The molten ilmenites are poured into a mold and crushed into a pieces, after that the crushed ilmenites are rinsed with aquades due to separate the titanium dioxide with filter. The amount of ilmenite that stays on the filter is assumed as a tailing and characterized by AAS (Atomic Absorption Spectroscopy) and the result of % Ti according to the concentration of flux 1:0.5, 1:1, 1:1.5 are 12.2 %, 11.8%and 11.26 %. Filtrate that passed the filter is leached with pH 7. The suspension that happened on leaching process is also filtered and the filtrate is characterized with AAS, and the result of Ti concentration according to the concentration of flux 1:0.5, 1:1, 1:1.5 are 24.8 mg/L 13.07 mg/L, 12.1 mg/L. Titanium recovery after pyrometallurgy process according to the concentration of flux 1:0.5, 1:1, 1:1.5 are 92.83 %, 82.55 %, and 75.389 % and titanium recovery after leaching process according ti the concentration of flux are 18.9 %, 8.723 % and 8.52 %. The usage of sodium hydroxide helps titanium breaks its bond from ilmenite, but it has its optimum limit, in this case its optimum concentration is 1:0.5 (ilmenite:NaOH)."

"Sektor pertambangan merupakan salah satu sektor penghasil devisa terbesar sebesar 7,2 Miliar USD pertahun 2018 dan menyumbang 70% pembangunan infrastruktur di kota – kota besar Indonesia (ESDM 2018). Sumber daya nikel salah satunya, di negara Indonesia menempati urutan keenam di dunia, sebesar 6,5 milyar ton dan cadangan 3,1 milyar ton. Dengan berkembang dengan pesatnya industri nikel di Indonesia tidak menutupi bahwa setiap satu ton produksi smeter feronikel dapat memproduksi delapan ton terak feronikel (Mufakhir, et al., 2018). Terak feronikel di Indonesia hingga saat ini masih sangat jarang yang mampu mengolahnya menjadi produk berguna dan hanya menjadi limbah. Penelitian kali ini menjelaskan tentang proses benefisiasi logam tanah jarang berbahan baku terak feronikel dengan metode piro-hidrometalurgi. Variabel yang digunakan adalah 85% slag: 5% CaO : 10% lignite, serta 75% slag: 5% CaO : 20% lignite, dan 65% slag : 5% CaO, 30% lignite. Metode ekstraksi yang digunakan yaitu dengan reduksi karbotermik 1100oC selama 90 menit, dilanjutkan dengan NaOH baking 300oC selama 90 menit, kemudian proses hidrometalurgi yang dilakukan dengan pelindian menggunakan H2SO4 0,5 M selama 120 menit dengan temperature 175oC. Hasil dari proses reduksi pirometalurgi di karakterisasi dengan XRD, XRF, dan SEM-EDS. Serta untuk hasil filtrat pelindian digunakan karakterisasi ICP-OES untuk mendapatkan %recovery logam tanah jarang yang tidak mengendap dan hasil logam tanah jarang yang mengendap pada residu dilakukan Analisa XRF. Pada penelitian kali ini, kondisi optimal untuk mendapatkan %recovery pengendapan unsur logam tanah jarang yttrium adalah dengan variasi lignite kadar terbanyak dengan proses reduksi piro-hidrometalurgi.

---

The mining sector is one of the largest foreign exchange-producing sectors of 7.2 billion USD per year 2018 and accounts for 70% of infrastructure development in Indonesia's big cities (ESDM 2018). One of the nickel resources is Indonesia, which ranks sixth in the world, with 6.5 billion tons and reserves of 3.1 billion tons. With the rapid development of the nickel industry in Indonesia, it does not cover that every one tonne of ferronickel meter production can produce eight tons of ferronickel slag (Mufakhir, et al., 2018). Until now, ferronickel slag in Indonesia is still very rarely able to process it into useful products and only becomes waste. This study describes the rare earth metal beneficiation process made from ferronickel slag using the pyro-hydrometallurgical method. The variables used are 85% slag: 5% CaO: 10% lignite, and 75% slag: 5% CaO: 20% lignite, and 65% slag: 5% CaO, 30% lignite. The extraction method used is carbothermic reduction at 1100oC for 90 minutes, followed by NaOH baking at 300oC for 90 minutes, then the hydrometallurgical process is carried out by leaching using 0.5 M H2SO4 for 120 minutes at a temperature of 175oC. The results of the pyrometallurgical reduction process were characterized by XRD, XRF, and SEM-EDS. As well as for the results of the leachate filtrate, ICP-OES characterization was used to obtain the % recovery of rare earth metals that did not settle and the results of rare earth metals that precipitated on the residue were carried out by XRF analysis. In this study, the optimal condition for obtaining % recovery of the deposition of the rare earth metal element yttrium is with the highest variation of lignite content with a pyro-hydrometallurgical reduction process."

"Tembaga merupakan salah satu logam non-ferrous yang cukup banyak digunakan di dunia karena memiliki sifat fisika dan kimia yang baik, terutama konduktivitas listrik dan panas yang sangat baik. Di samping itu, biasanya bijih tembaga juga berasosisasi dengan logam berharga lain, seperti emas, perak, palladium, dan lain-lain. Indonesia merupakan salah satu negara yang memiliki cadangan bijih tembaga cukup besar. Pada tahun 2009, Indonesia menempati urutan lima sebagai negara produksi tembaga dunia. Oleh karena itu, bijih tembaga menjadi salah satu mineral yang menarik untuk diolah. Penelitian ini dilakukan untuk mengetahui keefektifan reduksi logam tembaga dari bijih chalcopyrite dengan menggunakan metode hydrometallurgy, yaitu ferric chloride leaching, yang didahului oleh proses klasifikasi dengan media air, sebagai proses pengolahan mineral. Proses hydrometallurgy dilakukan dengan menggunakan variasi konsentrasi pelarut FeCl3 (0,5M; 1M; 1,5M; dan 2M) dan variasi waktu leaching (2, 3, 4, dan 5 hari) untuk mengetahui pengaruh dua parameter tersebut terhadap konsentrasi tembaga yang dihasilkan. Hasil dari penelitian ini adalah terjadinya kenaikan konsentrasi tembaga yang dapat dilepaskan dari mineral chalcopyrite akibat semakin tinggi konsentrasi pelarut yang digunakan dan semakin lama waktu leaching yang diaplikasikan. Konsentrasi Cu maksimum, yaitu 394,05 ppm, didapat dari sampel tembaga chalcopyrite yang dilarutkan ke dalam FeCl3 dengan konsentrasi 2M selama 5 hari.

---

Copper is one of the non-ferrous metals that widely used in the world because it has good physical and chemical properties, especially excellent electrical and heat conductivity. Furthermore, copper ore is usually associated with other precious metals, like gold, silver, palladium, etc. Indonesia is a country that has substantial reserves of copper ore. In 2009, Indonesia ranked as the fifth countries in the world in copper production. Therefore, copper ore became one of the interesting mineral to be processed.

The study was conducted to determine the reduction effectiveness of copper from chalcopyrite ore using hydrometallurgy method, the ferric chloride leaching, which was preceded by a classification process in water, as a mineral processing. Hydrometallurgy process is done by using variation of the FeCl3 concentration as lixiviant (0.5 M; 1M; 1.5 M; and 2M) and variation of leaching time (2, 3, 4, and 5 days) to determine the effect of these two parameters to the concentration of copper that can be produced.

The result of this study is the increasing of the copper concentration that can be released from the chalcopyrite because of the higher concentration of lixiviant used and the longer leaching time applied. The maximum Cu concentration, which is 394.05 ppm, obtained from chalcopyrite by leaching it using FeCl3 2M for 5 days."

"Pemanfaatan magnet NdFeB bekas sebagai sumber neodymium memiliki peran strategis dalam mendukung keberlanjutan dan mengurangi ketergantungan pada bahan baku primer. Penelitian ini mengkaji pemulihan neodymium melalui kombinasi metode mechanochemical dan hidrometalurgi dengan mengoptimalkan parameter waktu dan jenis reagen. Perlakuan mechanochemical dilakukan dengan variasi waktu 15–30 menit, diikuti proses leaching menggunakan asam sitrat dan asam oksalat sebagai reagen utama selama 15 menit. Hasil penelitian menunjukkan persen recovery tertinggi sebesar 6,3%, dengan variasi terbaik berdasarkan analisis S/N ratio adalah 20 menit perlakuan mechanochemical menggunakan 0,2 M asam sitrat. Konsentrasi reagen yang terlalu tinggi cenderung menurunkan efisiensi akibat pembentukan kompleks yang tidak larut, sementara waktu leaching optimum pada 25 menit menghasilkan kondisi material yang mendukung pemisahan logam secara lebih efisien. Dibandingkan dengan asam oksalat, asam sitrat terbukti lebih efektif karena kemampuannya membentuk endapan dengan ion besi (Fe), yang membantu proses pemisahan neodymium. Namun, efisiensi asam sitrat masih terbatas dan memerlukan campuran atau modifikasi untuk hasil yang lebih optimal. Penelitian ini memberikan wawasan penting tentang pengaruh parameter proses terhadap efisiensi recovery, sekaligus menunjukkan potensi kombinasi metode mechanochemical dan hidrometalurgi sebagai pendekatan yang efisien untuk pemulihan neodymium dari limbah magnet NdFeB.

---

Utilization of used NdFeB magnets as a source of neodymium has a strategic role in supporting sustainability and reducing dependence on primary raw materials. This study examines neodymium recovery through a combination of mechanochemical and hydrometallurgical methods by optimizing time parameters and reagent types. Mechanochemical treatment was carried out with a time variation of 15-30 minutes, followed by leaching process using citric acid and oxalic acid as the main reagents for 15 minutes. The results showed the highest recovery percentage of 6.3%, with the best variation based on S/N ratio analysis was 20 minutes of mechanochemical treatment using 0.2 M citric acid. Too high reagent concentration tends to decrease efficiency due to the formation of insoluble complexes, while the optimum leaching time at 25 minutes produces material conditions that support more efficient metal separation. Compared to oxalic acid, citric acid proved more effective due to its ability to form precipitates with iron (Fe) ions, which aided the neodymium separation process. However, the efficiency of citric acid is still limited and requires mixtures or modifications for more optimal results. This study provides important insights into the influence of process parameters on recovery efficiency, while demonstrating the potential of a combination of mechanochemical and hydrometallurgical methods as an efficient approach for neodymium recovery from NdFeB magnetic waste. "

"Penggunaan batubara sebagai bahan bakar utama di PLTU XYZ menghasilkan limbah berupa abu dasar (bottom ash). Dengan pertumbuhan konsumsi batubara yang signifikan, penanganan limbah ini menjadi krusial. Hingga saat ini pemanfaatan abu dasar di Indonesia masih sangat minim. Penelitian ini menjelaskan tentang peningkatan aluminium dari abu dasar dengan metode hidrometalurgi menggunakan pelindian asam sulfat (H2SO4) pada temperatur 90 oCdengan variasi konsentrasi 4, 6, dan 8 M, dan variasi waktu 2, 4, 6, dan 8 jam untuk mendapatkan kondisi paling efisien. Setelah dilakukan pelindian dilanjutkan ke proses karakterisasi ICP-OES, XRD, dan XRF. Dari karakterisasi didapatkan hasil ekstraksi Al terbesar yaitu 82,63% dan pada variabel konsentrasi 6 M dan waktu 8 jam.

---

The utilization of coal as the primary fuel in XYZ Power Plant generates waste in the form of bottom ash. With a significant growth in coal consumption, the management of this waste becomes crucial. The utilization of bottom ash in Indonesia remains minimal to date. This research elucidates the enhancement of aluminum extraction from bottom ash using hydrometallurgical methods involving sulfuric acid (H2SO4) leaching at a temperature of 90 °C. The study incorporates variations in acid concentration (4, 6, and 8 M) and leaching duration (2, 4, 6, and 8 hours) to attain optimal conditions. Subsequent to leaching, the material undergoes characterization through ICP-OES, XRD, and XRF analyses. The largest aluminum extraction percentage is achieved at 82,63%, under the conditions of concentration 6 M and duration 8 hours."

"ABSTRAKEkstraksi kasiterit dari Indonesia menggunakan dekomposisi basa telahdilakukan. Dekomposisi basa yang digunakan pada penelitian ini adalah natrium karbonat (Na2CO3). Kasiterit merupakan mineral oksida dari timah (SnO2) yang mempunyai komposisi berkisar 73,4% dan masih mengandung banyak pengotor seperti kwarsa, ilmenit, monazit, rutil dan zirkon. Proses pendahuluan untuk menghilangkan pengotor pada kasiterit adalah pencucian dan pemisahan high magnetic separator (HTS). Percobaan ini bertujuan untuk meningkatkan nilai tambah kasiterit dari lokal area Indonesia yang menggunakan dekomposisi basa untuk membentuk natrium stannat (Na2SnO3). Hasil percobaan menunjukkan bahwa kasiterit dari Indonesia dapat membentuk natrium stannat (Na2SnO3) yang dapat larut dengan air pada proses leaching. Semakin lama waktu dekomposisi menyebabkan fasa natrium stannat yang terbentuk makin banyak. Hasil optimum dicapai ketika proses dekomposisi dilakukan pada suhu 870 oC selama 4 jam dengan persentase produk mencapai 61%. High score plus (HSP) digunakan dalam penelitian ini untuk menganalisa berat natrium stanat dan SnO2. Analisa HSP menunjukkan bahwa berat fasa natrium stannat (Na2SnO3) yang terbentuk > 70 wt % dan produk akhir SnO2 sebesar 100 wt %.

---

ABSTRACTExtraction of cassiterite from Indonesia using alkaline decomposition hasdone. The alkaline decomposition that used in this research is natrium carbonate (Na2CO3). Cassiterite is a mineral oxide from tin (SnO2) that has a composition about 73.4% and many impurities such as quartz, ilmenite, monazite, rutile and zircon. Preliminary processes to remove the impurities in cassiterite are washing and separation of high magnetic separator (HTS). Aim of this research is to increase the added value of cassiterite from local area Indonesia that using alkaline decomposition to form natrium stannate (Na2SnO3). The result shows that cassiterite from Indonesia can form natrium stannate (Na2SnO3) which soluble with water in leaching process. The longer the time for decomposition, the more phases of natrium stannate that will be formed. Optimum result reached when the decomposition process was done in 870 ºC for 4 hours with the percentage of yield is 61%. High Score Plus (HSP) was used in this research to analyze the mass of natrium stannate (Na2SnO3) and SnO2. HSP analysis showed that mass of natrium stannate (Na2SnO3) is more than 70 wt% and mass of SnO2 product is 100 wt%."

"Dengan cadangan nikel yang melimpah, industri pengolahan mineral di Indonesia akan semakin berkembang yang memungkinkan meningkatnya jumlah limbah pengolahan mineral yang dapat merusak lingkungan. Dibutuhkan metode-metode yang efektif untuk menanggulangi hal tersebut, salah satunya adalah mengolah kembali limbah tersebut untuk diambil logamnya seperti Fe. Penelitian ini bertujuan untuk menganalisis pengaruh temperatur dan kadar arang cangkang kelapa sawit terhadap fasa, struktur mikro dan pembentukan logam besi hasil reduksi langsung residu proses hidrometalurgi, Penelitian ini menggunakan metode reduksi langsung pada temperatur operasi 1000, 1100 dan 1200℃ selamat 60 menit. Variasi temperatur operasi serta penambahan kadar arang cangkang kelapa sawit memberikan pengaruh terhadap hasil reduksi langsung yaitu meningkatnya derajat metalisasi dan derajat reduksi seiring dengan meningkatnya temperatur dan penambahan arang cangkang kelapa sawit. Derajat reduksi dan derajat metalisasi tertinggi berada pada variasi arang 30%, CaO 0% pada suhu 1200℃ sebesar 98.73% dan 98%.

---

With abundant nickel reserves, the mineral processing industry in Indonesia will continue to grow, which will allow an increase in the amount of mineral processing waste that can damage the environment. Effective methods are needed to overcome this, one of which is reprocessing the waste to extract metals such as Fe. This study aims to analyze the effect of temperature and charcoal content of oil palm shells on the phase, microstructure and formation of ferrous metal resulting from the direct reduction of residues from the hydrometallurgical process. This study used the direct reduction method at operating temperatures of 1000, 1100 and 1200℃ for 60 minutes. Variations in operating temperature and the addition of oil palm shell charcoal have an effect on the direct reduction results, namely increasing the degree of metallization and the degree of reduction along with the increase in temperature and the addition of oil palm shell charcoal. The highest degree of reduction and degree of metallization was at the variation of 30% charcoal, 0% CaO at 1200℃ temperature of 98.73% and 98%."

"Indonesia saat ini masih memiliki ketergantungan terhadap negara lain dalam pengimporan titanium dioksida. Untuk mengurangi ketergantungan impor dari negara lain, perlu digunakan pasir besi yang terdapat dalam negeri untuk diproses dengan metode yang lebih efektif dalam memenuhi kebutuhan. Metode yang umum dan mudah dilakukan adalah metode hidrometalurgi dengan melibatkan proses pelindian.Penelitian ini memanfaatkan pasir besi lokal yang berasal dari Cipatujah, Tasikmalaya, dan dilakukan untuk mengetahui kadar titanium dioksida yang dapat dihasilkan dari pasir besi Tasikmalaya dengan kadar Ti yang termasuk rendah yaitu 4,43%. Selain itu, karena sifat Ti yang amfoter, kondisi ideal saat proses pelindian masih belum jelas, sehingga diharapkan kondisi pH ideal saat proses pelindian dapat diketahui dengan adanya penelitian ini.Variabel yang digunakan adalah dengan melakukan pelindian dalam kondisi pH yang beragam, yaitu kondisi asam dengan pH 3, kondisi netral, dan kondisi basa dengan pH 9. Hasil penelitian menunjukkan adanya perbedaan %recovery Ti pada setiap perbedaan kondisi tersebut. %Recovery yang dihasilkan dalam kondisi pelindian pH 3 adalah sebesar 50,82%, pH 7 sebesar 25,82%, dan pH 9 sebesar 21,39%.

---

Indonesia currently still has a dependency on other countries in importing titanium dioxide. To reduce dependence on imports from other countries, it is necessary to use iron sand in Indonesia to be processed by methods that are more effective in fulfilling the needs. The method that general and easy to do is a hydrometallurgical method using leaching process.

This study using the local iron sands derived from Cipatujah, Tasikmalaya, to determine the content of titanium dioxide that can be produced from iron sand Tasikmalaya which are has low content of Ti, 4.43%. In addition, because of the natural properties of Ti is amphoteric, the ideal conditions for the leaching process is still unclear, so this study will determined the ideal conditions of pH for the leaching process.

Leaching process carried out in various conditions of pH, ie acidic conditions with pH 3, neutral, and alkaline conditions with pH 9. The results showed a difference %recovery of Ti. The result of %Recovery in t..."

"Deposit utama litium di Australia dapat ditemukan dalam bentuk spodumene. Karena tingkat kekerasan yang cukup tinggi dan resistensi terhadap proses peluluhan konvensional, bijih litium perlu diaktifkan terlebih dahulu sebelum proses hidrometalurgi dapat dilakukan. Tugas akhir ini bertujuan untuk meninjau kelayakan proses mekanokimia sebagai proses awalan untuk mengekstraksi litium dari spodumene. Riset ini melibatkan proses mekanik dan mekanokimia menggunakan planetary ball mill dengan kondisi yang berbeda diikuti dengan peluluhan diagnostik untuk menentukan efektivitas setiap rangkaian variabel. Riset ini menemukan korelasi antara durasi pengaktifan dan rasio bola dengan media terhadap peluluhan spodumene. Namun, peningkatan signifikan terhadap performa peluluhan belum tercapai.

---

Spodumene is the primary form of lithium deposit found in Australia. Due to its hardness and resistance to conventional leaching processes, an activation process must be done before hydrometallurgical leaching can be done. This project is done to assess the viability of mechanochemical process as a pre-treatment method of spodumene to recover lithium. The research involves both mechanical and mechanochemical activation of spodumene using a planetary ball mill under different conditions and a subsequent diagnostic leaching experiment to determine the effectiveness of each experimental condition. The research found correlation between milling time and ball to medium ratio on the leachability of the mineral in the experiment. However, a significant increase in leachability is not achieved.

"

"Terak bullion emas adalah terak hasil proses pencetakan bullion emas yang memiliki kandungan litium sebagai salah satu unsur bawaan emas yang berharga sehingga berpotensi sebagai salah satu sumber litium. Penelitian ini bertujuan untuk mempelajari bagaimana cara meningkatkan nilai recovery litium pada terak bullion emas dan mempelajari bagaimana pengaruh variabel yang digunakan pada kondisi yang berbeda-beda, sehingga didapatkan parameter yang efektif untuk meningkatkan nilai recovery litium pada sampel. Dalam penelitian ini, ekstraksi terak bullion emas dilakukan dengan metode hidrometalurgi menggunakan bahan pelindi HCl. Variabel yang digunakan saat pelindian adalah konsentrasi HCl 0,5 M; 1,0 M; 1,5 M dan 2.0 M pada suhu 25oC, 40 oC, 55 oC, 70 oC dan waku pelindian selama 15 menit, 30 menit, 60 menit, dan 120 menit. Karakterisasi sampel awal dan sampel hasil pelindian menggunakan ICP-OES untuk mendapatkan kadar litium di dalam sampel dan SEM-EDX untuk melihat perubahan morfologi pada sampel. Signifikansi hasil recovery dilakukan secara statistik menggunakan analysis of varience (ANOVA). Hasil analisis memberikan informasi bahwa perbedaan suhu pelindian dan waktu pelindian tidak signifikan terhadap peningkatan nilai recovery, namun perbedaan konsentrasi HCl memberikan pengaruh yang signifikan terhadap peningkatan nilai recovery. Peningkatan nilai recovery litium tertinggi didapatkan pada konsentrasi 0,5 M hingga 1 M HCl yaitu dari 62% hingga 98%.

---

Gold bullion slag is the slag from gold bullion moulding process containing lithium as a precious co-element of gold, and thus has the potential as one of lithium sources. This research aims at increasing lithium recovery from the gold bullion slag and studying how different variables affect and enhance lithium recovery. In this work, lithium extraction was carried out via hydrometallurgy method using HCl as a leaching agent. Variables were HCl concentration of 0.5 M, 1.0 M, 1.5 M and 2.0 M at 25oC, 40oC, 55oC, 70oC for 15 minutes, 30 minutes, 60 minutes, and 120 minutes. Lithium concentration in the sample was analyzed using inductively coupled plasma-optical emission spectrometry (ICP-OES), whereas scanning electron microscope equipped with energy dispersive X-ray spectroscopy (SEM-EDX) was used to examine the surface morphology. The significancy of the recovery value was analyzed statistically using analysis of variance (ANOVA). The analysis results showed that variation in HCl concentration affected the lithium recovery value; however, temperature and leaching time is insignificant on the lithium recovery. The highest increase in lithium recovery was obtained at HCl concentration of 0.5 M to 1 M, i.e., 62% to 98%."