Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"Nikel merupakan logam penting yang banyak digunakan dalam paduan, misalnya baja tahan karat, paduan ruang angkasa, dan paduan khusus. Nikel ditambang dari dua jenis bijih: laterit dan sulfida. Laterit banyak ditemukan di daerah tropis seperti di Indonesia dan ditambang untuk memperoleh nikel dan kobalt. Pelindian bijih nikel laterit pada tekanan atmosfer saat ini banyak menarik perhatian karena biaya yang lebih rendah dibanding proses lainnya. Tujuan penelitian ini adalah untuk menentukan pengaruh waktu dan kecepatan agitasi pelindian atmosferik terhadap persentase perolehan nikel dari bijih laterit jenis saprolit. Bijih nikel saprolit dari Halmahera Timur digunakan dalam penelitian. Untuk mengetahui nilai perolehan nikel pada waktu dan kecepatan agitasi yang berbeda, pelindian teragitasi dilakukan selama 1, 3, dan 5 jam dengan kecepatan agitasi masing-masing 250 rpm, 500 rpm, dan 750 rpm. Selama penelitian, berat sampel yang telah dihaluskan (15 g), konsentrasi asam sulfat (5N (240.1 g/L)), volume asam sulfat (75 ml), dan suhu (100°C) dijaga konstan. Dapat dilihat bahwa dalam pelindian teragitasi, peningkatan waktu pelindian dari 1 jam hingga 5 hour memiliki pengaruh positif terhadap perolehan nikel. Peningkatan kecepatan agitasi dari 250 rpm hingga ke 750 rpm juga meningkatkan nilai perolehan nikel.

---

Nickel is important metal that is mostly used in alloys, for example, in stainless steels, aerospace alloys and specialty steels. Nickel is mined from two types of ores: laterites and sulfides. Laterites are found mostly in tropical regions and are mined for their nickel and cobalt in countries like Indonesia. Leaching lateritic nickel ores with sulphuric acid at atmospheric pressure (AL) has been recently receiving more attention due to lower cost compared to other processes. The purpose of this study is to determine the effect of duration and agitation speed of atmospheric leaching to the recovery percentage of nickel from saprolitic type laterit ore. Saprolitic nickel ores from Eastern Halmahera were used during experiments. In order to study the recovery values at different time periods and different agitation speeds, agitative leaching experiments were carried out for 1, 3, and 5 hours with agitation speed 250 rpm, 500 rpm, and 750 rpm, respectively. During the experiments, weight of ground ore sample (15 g), concentrations of sulfuric acid (5N (240.1 g/L)), volume of sulfuric acid (75 ml), and temperature (100°C) were kept constant. It was shown that in agitative leaching, increasing leaching time from 1 hour to 5 hour had a positive effect on metal extractions. Increasing agitation speed from 250 rpm to 750 rpm also increased the recovery values of nickel."

"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."

"ABSTRAKDeposit laterit adalah salah satu jenis bijih nikel yang memiliki kandungan nikelterbanyak di bumi. Di dalam lapisan laterit, saprolit memiliki kandungan nikelyang lebih tinggi dibandingkan lapisan lainnya. Saprolite biasanya diproses secarasmelting (pirometalurgi) karena memiliki kandungan magnesium yang tinggi.Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui sejauh mana keefektifan proseshidrometalurgi dengan lixiviant amonium bikarbonat terhadap perolehan nikel.Bijih saprolit dikarakerisasi secara EDX dan AAS untuk mengetahui komposisiawal bijih. Saprolit direduksi menggunakan batubara 33.33 % wt pada temperatur1250 oC selama 120 menit. Hasil reduksi pemanggangan kemudian diuji denganXRD. Proses pelindihan agitasi pada bijih saprolit yang direduksi dan bijih yangtidak direduksi dilakukan dengan menggunakan larutan amonium bikarbonat padavariasi konsentrasi yaitu 1 M, 2 M, 3 M, 4 M. Kandungan nikel yang larut dalampregnant leach solutiont dihitung menggunakan Atomic Absorbance Spectroscopy(AAS).Hasil XRD saprolit menunjukkan terjadi transformasi fasa dari goethite dan Fe2O3sebelum reduksi pemanggangan menjadi Fe3O4, NiO dan FeNi setelah reduksipemanggangan Hasil penelitian menunjukan % perolehan Ni semakin meningkatdengan peningkatan konsentrasi amonium bikarbonat. Perolehan nikel tertinggiyang diperoleh adalah 1.61 % pada konsentrasi pada konsentrasi 4 M amoniumbikarbonat.

---

AbstractLaterite deposit is a kind of nickel ores that has the greatest of nickel reserves in theworld. In the lateritic layer, saprolite has higher nickel content more than otherlayers. Saprolite is usually process with smelting method (pyrometallurgy)because it has higher magnesium content.The aim of this research is to know the effectiveness of hydrometallurgy processusing ammonium bicarbonate as lixiviant to nickel recovery from saprolite ore.Saprolite was caracterized with Energy Dispersive X-Ray (EDX) and AtomicAbsorbance Spectroscopy (AAS) to determine it?s chemical composition. Floatsinkprocess was apllied to saprolite to separate material based on it?s weigth.Saprolite was reduced at 1250 oC for 120 minutes utilized coal 33.33% wt as areductant, then it was tested with XRD. Agitation leaching process was applied toreduced and unreduced saprolite utilized ammonium bicarbonate solution as lixiviantat various concentration which was 1 M, 2 M, 3 M, 4 M. Nickel content thatdissolved in lixiviant was determined with Atomic Absorbance Spectroscopy(AAS).Result of XRD characterization shows phase transformation in saprolite fromgoethite and Fe2O3 before reduction roasting to Fe3O4, NiO and FeNi afterreduction roasting. The result of research shows that % recovery of Ni is tend toincrease along with the increasing of ammonium bicarbonat concentration. Thehigest nickel recovery in research is 1.61 % at 4 M ammonium bicarbonatconcentration."

"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."

"Rangkaian penelitian yang dilakukan merupakan investigasi yang didasarkan dari literatur yang tersedia. Menganalisa sebuah proses produksi mixed hydroxide precipitate (MHP), yang diawali dengan proses proses pelindian atmosferik yang menghasilkan pregnant leach solution (PLS), dilanjut dengan multi-stage iron removal yang bertujuan untuk mengurangi pengotor besi yang terdiri dari dua tahapan. Pada tahapan pertama, PLS akan dititrasi dengan kalsium karbonat (CaCO3) dengan kadar 25 wt% hingga pH 2 tercapai, setelah itu, sampel dipanaskan hingga 90oC selama 2 jam. Pada tahapan kedua, sampel dititrasi dengan CaCO3 berkadar 12,5 wt% hingga pH 2 tercapai, selanjutnya dipanaskan hingga temperatur 90oC selama 1 jam. Recovery total besi, nikel, kobalt, aluminium dan mangan dengan proses multi-stage iron removal masing-masing mencapai 23,711%, 57,395%, 34,202%, 50,048%, 14,201%, dimana hasil ini cukup baik namun tidak memuaskan karena loss nikel dan kobalt >1%. Hal ini kemungkinan terjadi karena selektivitas pengendapan yang rendah akibat penambahan agen pengendap yang terlau banyak. Terakhir, ditutup dengan proses presipitasi PLS yang telah direduksi kadar besinya, pada fase ini PLS hasil iron removal dititrasi dengan magnesia (MgO) dengan kadar 20 wt% hingga mencapai pH 7. Hasil yang diharapkan ialah terjadinya separasi antara pengotor dengan MHP yang mengandung banyak Ni dan Co. Namun, penelitian ini menemukan beberapa beberapa parameter yang menghalangi terjadinya separasi antara MHP dan pongotornya. Meningkatnya viskositas larutan pasca titrasi, dan tidak terjadinya separasi merupakan tanda dari tingginya derajat kejenuhan larutan. Kurang optimalnya proses pereduksian besi turut mempengaruhi tidak terjadinya separasi pada proses presipitasi yang membuat magnesia tidak bereaksi dengan Ni dan Co.

---

The series of research carried out is an investigation based on the available literature. Analysing a production process of mixed hydroxide precipitate (MHP), which begins with an atmospheric leaching process that produces a pregnant leach solution (PLS), followed by multi-stage iron removal which aims to reduce iron impurities which consists of two stages. In the first stage, PLS will be titrated with calcium carbonate (CaCO3) at a level of 25 wt% until pH 2 is reached, after that, the sample is heated to 90oC for 2 hours. In the second stage, the sample is titrated with CaCO3 at a level of 12.5 wt% until pH 2 is reached, then heated to a temperature of 90oC for 1 hour. The total recovery of iron, nickel, cobalt, aluminium and manganese with the multi-stage iron removal process reached 23.711%, 57.395%, 34.202%, 50.048%, 14.201%, where these results were quite good but not satisfactory due to loss of nickel and cobalt >1%. This may be due to the low selectivity of precipitation due to the addition of too much precipitating agent. Finally, with the PLS precipitation process where the iron content has been reduced, in this phase the iron removed PLS is titrated with magnesia (MgO) with a concentration of 20 wt% until it reaches pH 7. The expected result is separation between impurities and MHP which contains a lot of Ni. and Co. However, this study found several parameters that prevented the separation between MHP and its impurities. The increase in the viscosity of the solution after the titration, and the absence of separation is a sign of the high degree of saturation of the solution. The less than optimal iron reduction process also affects the absence of separation in the precipitation process which makes magnesia not react with Ni and Co"

"Dalam penelitian ini, dilakukan proses pelindian pada bijih sisa ektraski emas menggunakan larutan asam klorida HCl untuk membentuk ion komplek, serta ditambahkan H2O2 sebagai agen pengoksidasi. Percobaan yang dilakukan menggunakan metode taguchi untuk mengetahui proses optimum pelindian dengan meminimalisir percobaan, dengan parameter yang digunakan antara lain : temperatur, konsentrasi NaCl, rasio masa bijih terhadap volume larutan pelindi dan waktu pelindian. Penelitian ini dilakukan karekterisasi kandungan senyawa dengan X-ray powder diffraction XRD dan kandungan unsur dengan X-ray Flourensence XRF pada bijih dan residu pelindian. Selain itu dilakukan pengamatan morfologi bijih dengan Scanning Elcetron Microscop SEM , serta uji Atomic Absorbance Spectometry AAS pada hasil pelindian untuk mengetahui masa platina dan emas yang larut pada pelindian. Hasil penelitian menunujukan semakin lamanya waktu pelindian meningkatkan nilai rasio S/N, yang dapat diterpretasikan sebagai meningkatnya perolehan kembali. Namun peningkatan yang terjadi tidak signifikan dikarenakan berdasarkan perhitungan efek parameter dengan ANOVA, waktu hanya memiliki efek sekitar 0.67 pada platina dan 0.40 pada emas terhadap pelindian. Hal ini dimungkinkan dekomposisi H2O2 akibat pengaruh Fe yang ikut larut. Oleh karena itu, kandungan Fe dalam percobaan juga diteliti dimana terjadi penurunan kadar saat pelindian. Hasil penelitian in mengahsilkan perolehan kembali tertinggi pada platina dan emas masing-masing 65 dan 78.

---

In this study, the leaching of platinum and gold from tailing of gold extraction was performed based on the formation of their chloro complexes of acidic chlorid solution with addition of 1vol H2O2 as oxidation agent. This experiment used taguchi method as experiment disign, with parameter used , ie temperature, NaCl concentration, Pulp ratio and leaching time. In this study, ore and residue of leaching examined with X ray powder diffraction XRD and X ray Flouresence XRF to get information what compound and element contain. Furthermore, ore examined with Scanning Elcetron Microscop SEM to get information about morfology and filtrate from leaching examined with Absorbance Atomic Spectometry AAS to get information about mass platina and gold wich dissolve in solution. In result show recovery increase with time of leaching process, because with time increase make longer reaction with ore and lixiviant in process. But the increase not significant, with value of effect parameter very low only 0.67 for platinum and 0.40 for gold. Not signifacant result, posibility in leaching process occur decomposition H2O2 because reaction with Fe wich dissolve in solution. So, Fe contain in ore examined with XRF. In result highest recovery for platinum is 65 dan for gold is 78."

"Bijih nikel laterit merupakan sumber bahan tambang yang berperan penting dalam produksi nikel dunia. Di Indonesia, bijih nikel laterit merupakan sumber daya yang melimpah. Bijih nikel laterit digolongkan menjadi dua jenis, yaitu saprolit yang berkadar nikel tinggi dan limonit yang berkadar nikel rendah. Tetapi hingga saat ini limonit belum dapat dimanfaatkan dengan baik, padahal jumlahnya jauh lebih besar daripada saprolit. Oleh karena itu, perlu dikembangkan metode yang efisien dan ekonomis agar limonit dapat dimanfaatkan. Penelitian ini bertujuan untuk mengetahui efek dari reduksi pemanggangan dan pengaruh waktu pelindian amonium bikarbonat pada bijih limonit. Metode yang dilakukan dalam penelitian ini meliputi reduksi pemanggangan dan pelindian amonium bikarbonat yang dikarakterisasi menggunakan Energy Dispersive X-ray (EDX), X-ray Diffraction (XRD), dan Atomic Absorption Spectroscopy (AAS) untuk mengetahui kandungan unsur dan senyawa yang terdapat dalam sampel. Dari penelitian yang dilakukan diketahui bahwa terjadi perubahan senyawa dari (FeO)OH menjadi Fe2O3, Fe3O4, dan FeNi pada sampel setelah proses reduksi pemanggangan serta terjadi peningkatan persen perolehan nikel hingga mencapai 1,88% akibat penambahan waktu pelindian selama 120 menit.

---

One form of innovation to reduce the time spent on the production of ships and ship production costs is make a connection to the shape steel plates in the hull without bending or forming process on the curvature the hull to get a streamline hull shape. Technically innovation method of make the ship's hull with a flat plate have an influence in change the stability and strength of the transverse vessels. Thus it is necessary for the calculation to determine how much influence these changes to the safety of the ship.

In this research the stability of ship use Maxsurf Software approach. For the calculation of Ship stability use standard IMO. For the calculation of the transverse strength of ships use standard Bureau Classification Indonesia (BKI) and modeling approaches transverse strength analysis use CATIA Software.

From the results is obtained analysis of ship stability is good and has fulfilled criteria IMO. Review from the modeling of the transverse strength at least ship midship 0.4L. On the first condition in midship has maximum working stress on the base bulkhead is 1.59 x 1011 N/m2. On the second condition in midship bulkhead have arch as high as 384 mm and maximum working stress is 1.0757 x 1011 N/m2. On the third condition in midship bulkhead has arch as high as 150 mm and maximum working stress is 1.08 x 1011 N/m2. Safety factor in the first condition is 1.25, second condition is 1.85, and third condition is 1.85."

"Deposit laterite merupakan salah datu jenis bijih nikel yang memiliki cadangan mineral nikel terbanyak dan dapat dijumpai di alam. Indonesia adalah salah satu negara yang memproduksi bijih nikel yang cukup banyak di dunia. Bijih saprolite merupakan salah satu mineral nikel yang menarik untuk diproduksi menjadi logam nikel pada masa depan. Bahkan bijih saprolite memiliki kadar nikel yang banyak dalam mineral nikel laterite. Oleh karena itu, nikel saprolite disebut highgrade nickel.Pada penelitian ini dilakukan beberapa percobaan meliputi karakteristik awal bijih saprolite, proses separasi dengan menggunakan fluida air atau float-sink process dan reduksi roasting. Karakterisasi awal bijih saprolite dilakukan menggunakan Energy Dispersive X-Ray (EDX). Saprolite dipisahkan dari pengotornya menggunakan float-sink process. Saprolite hasil separasi tersebut diuji dengan menggunakan EDX. Dan yang terakhir adalah saprolite direduksi menggunakan reduktor briket arang pada temperature 1000oC dengan variasi waktu 0 detik, 600 detik, 1200 detik dan 1800 detik. Saprolite yang direduksi diuji dengan X-Ray Diffraction (XRD). Penelitian ini dilakukan untuk mengetahui transformasi fasa yang terjadi pada bijih saprolite akibat variasi waktu reduksi roasting. Hasil penelitian ini yaitu terjadi transformasi fasa bijih saprolite menjadi ferronickel (FeNi) akibat reduksi roasting.

---

Laterite deposite is a kind if nickel ores that has the greatest of nickel reserves in the world. Indonesia is one of countries in the world that produces nickel ore in considerable amounts. Saprolite ore is attractive future sources of nickel ores for the production of refining nickel. Moreover, saprolite has good content of nickel in nickel laterite. So, it is named high-grade nickel.

At this research, several experiments were conducted including characterization of saprolite ore, separation method with using water or float-sink process dan roasting reduction. Characterization of saprolite ore was done using Energy Dispersive X-Ray (EDX). Saprolite ore was separated from gangue by using floatsink process. Characterization of saprolite from separation was done using EDX. And the last experiment is process of reduced saprolite ore utilize charcoal briquette as a reductant at temperature up to 1000oC for the variation of holding time which is 0 second, 600 second, 1200 second and 1800 second. Saprolite ore from roasting reduction was tested using X-Ray Diffraction (XRD). This research is conducted to observe about the phase transformation of saprolite ore as a result of the variation of holding time of roasting reduction process. The results of this research show the phase transformation of saprolite ore to be ferronickel (FeNi) as a result of roasting reduction."

"Penelitian ini dilakukan dalam dua tahap proses. Pada proses tahap pertama, sampel slag feronikel dicampur aditif Na2CO3, digiling, dikompaksi, dan dibakar sebagai proses benefisiasi sampel untuk melihat perubahan senyawa dan kadarnya yang kemudian dibandingkan dengan slag awal. Variabel yang digunakan adalah 80 % slag : 20 % aditif, digilling dalam ball mill selama 1 jam, dikompaksi dengan beban 3 ton, dan dibakar dalam temperatur 1100°C. Dalam kondisi ini, ditemukan perubahan kadar elemen pada karbon, oksigen, dan natrium. Pada proses tahap kedua, pelindian sampel slag feronikel hasil proses benefisiasi menggunakan natrium hidroksida dilakukan dan pengaruh variabel bebas, yaitu konsentrasi agen pelindi NaOH dan waktu pelindian. Lalu, variabel tetap meliputi kecepatan pengadukan, temperatur pelindian, dan rasio solid/liquid. Hasil dari proses tahap kedua diuji dengan karakterisasi XRD dan SEM-EDS untuk sampel residu, dan ICP-OES untuk sampel filtrat. Pada penelitian kali ini, kondisi optimal ditemukan pada konsentrasi NaOH 6 M, waktu pelindian 6 jam untuk mendapat % recovery Nikel tertinggi.

---

This study was investigated in two stages of the process. In the first stage of the process, ferronickel slag samples were mixed with additive Na2CO3, milled, compacted, and roasted as a beneficiation process for samples to see changes in their compounds and contents which are then compared to the initial slag. The variables used are 80% slag: 20% additives, grounded in a ball mill for 1 hour, compacted with a load of 3 tons, and roasted at 1100°C. Under these conditions, changes in elemental contents in carbon, oxygen, and sodium were found. In the second stage of the process, leaching of ferronickel slag samples from the beneficiation process using sodium hydroxide was held and effect of independent variables: concentration of NaOH as leaching agent and leaching time. Then, fixed variables include stirring speed, leaching temperature, and solid / liquid ratio. The results of the second stage of the process were tested by XRD and SEM-EDS for residual samples, and ICP-OES for filtrate samples. From this research, optimal condition was found at 6 M NaOH concentration and 6 hour leaching time to get the highest % recovery of Nickel."

"Sejak lama, mayoritas logam nikel diproduksi melalui bijih sulfide. Namun, Namun, dengan semakin menurunnya cadangan nikel sulfida dan di sisi lain permintaan terhadap logam nikel semakin tinggi, maka pemurnian nikel dari bijih laterit semakin menjanjikan karena berlimpahnya cadangan bijih laterit dan biaya penambangannya relatif lebih rendah. Oleh sebab itu, bijih laterit berpotensi menjadi sumber bahan baku utama untuk memperoleh logam nikel di masa yang akan mendatang. Penelitian ini menggunakan bijih laterite kadar rendah atau limonite, dengan tujuan untuk mengetahui fasa yang terdapat pada bijih pada keadaan awal dan pada keadaan setelah proses reduksi roasting dengan suhu 600°C dan komposisi serbuk batu bara 20% wt selama 30 menit dengan menggunakan XRD. Selain itu, pengaruh reduksi roasting terhadap proses recovery logam nikel juga dilakukan dengan melakukan leaching menggunakan pelarut asam sulfat (H2SO4) selama 60 menit dan suhu kamar (±25°C) dengan konsentrasi bervariasi dari 0.1 sampai 0.4 M. Hasil penelitian ini menunjukkan bahwa proses reduksi roasting dan peningkatan konsentrasi H2SO4 pada leaching mempunyai pengaruh positif terhadap % recovery nikel. Pada bijih limonit yang tidak direduksi, leaching dengan konsentrasi 0.4 M mempunyai %recovery 10.13%. Sedangkan pada bijih yang tereduksi, leaching dengan konsentrasi 0.4 M menghasilkan %recovery sebesar 12.71%.

---

The majority of nickel metals are produced through sulfide ore. However, with the decreasing of nickel sulfide ore deposite and on the other hand, the demand of nickel metal is getting higher, then the extraction process using laterite ore is more promising since the abundance of the ore and the low cost of its mining process. Hence, laterite ore will potentially be the main source to obtain nickel in the near future.

This experiment is using low grade laterite ore, namely limonite, in purpose to recognize the phases which are exist in the raw ore and in the roasted ore at temperature 600°C and pulverized coal composition 20%wt in 30 minutes using XRD. Moreover, the effect of reduction roasting on recovery of nickel is done with sulphuric acid (H2SO4) leaching in 60 minutes and room temperature (±25°C) with various concentration from 0.1 to 0.4 M.

The result shows that the reduction roasting and the increasing of the concentration of H2SO4 in leaching have the positive impact on %recovery nickel. In unreduced limonite ore, leaching using 0.4 M concentration has 10.13% of %recovery, whereas in reduced ore, leaching using 0.4 M concentration has 12.71% of %recovery."