Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"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 merupakan negara yang dikenal memiliki sumber daya alam yang melimpah terutama di bidang cadangan mineralnya. Pasir besi merupakan salah satu mineral paling melimpah di Indonesia. Kandungan utama pasir besi adalah senyawa oksida besi, yaitu magnetit (Fe3O4), hematit (Fe2O3), titomagnetit (Fe2TiO4), dan ilmenit (FeTiO3). Ilmenite merupakan mineral yang mengandung unsur utama besi dengan pengotor lain yang memiliki harga jual tinggi yaitu titanium. Studi penelitian yang berkaitan dengan reduksi karbotermik telah dikembangkan dengan tujuan menyelidiki efek kadar natrium sulfat pada tingkat akhir terak kaya besi dan titanium. Reduksi karbotermik dilakukan dengan menggunakan muffle tube furnace pada suhu 12000C selama 1 jam. Sampel yang direduksi adalah campuran pasir besi dan arang cangkang sawit sebagai reduktor 6,91% dari massa sampel dan divariasikan aditif natrium sulfat sebesar 0%, 1,5%, 3%, dan 4,5% dari massa sampel. Hasil uji XRF menunjukkan indikasi terjadinya proses reduksi pasir besi karena terjadi peningkatan kadar unsur besi. Hasil uji SEM-EDS menunjukkan perubahan morfologi untuk setiap penambahan konsentrasi natrium sulfat sebesar 0%, 1,5%, 3%, dan 4,5%. Kondisi optimal terjadi pada penambahan 3% natrium sulfat karena terdapat senyawa besi dan TiO2 yang berbentuk anatase dan recovery mencapai 88,35%.

---

Indonesia is a country known to have abundant natural resources, especially in the field of mineral reserves. Iron sand is one of the most abundant minerals in Indonesia. The main content of iron sand is iron oxide compounds, namely magnetite (Fe3O4), hematite (Fe2O3), titomagnetite (Fe2TiO4), and ilmenite (FeTiO3). Ilmenite is a mineral that contains the main element iron with another impurity that has a high selling price, namely titanium. Research studies related to carbothermic reduction have been developed with the aim of investigating the effect of sodium sulfate levels on the final levels of iron and titanium rich slag. Carbothermic reduction was carried out using a muffle tube furnace at a temperature of 12000C for 1 hour. The sample that was reduced was a mixture of iron sand and palm shell charcoal as a reducing agent of 6.91% of the sample mass and varied with sodium sulfate additives of 0%, 1.5%, 3%, and 4.5% of the sample mass. XRF test results indicate an indication of an iron sand reduction process due to an increase in iron content. SEM-EDS test results showed morphological changes for each addition of sodium sulfate concentration of 0%, 1.5%, 3%, and 4.5%. The optimal condition occurs in the addition of 3% sodium sulfate because there are iron and TiO2 compounds in the form of anatase and recovery reaches 88.35%."

"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.

"

"Penelitian ini merupakan rangkaian penelitian lanjutan dari studi iron removal pada sampel pregnant leach solution (PLS) hasil pelindian bijih nikel laterit. Penelitian ini berfokus pada pengendapan unsur nikel dan kobalt yang terkandung di dalam sampel dengan proses hidrometalrugi menjadi produk mixed hydroxide precipitate (MHP). Sebelumnya, sampel PLS sudah dilakukan penghilangan kadar besi dengan penambahan kalsium karbonat sebanyak 2 kali dengan kandungan 25% w/w dan 12,5% w/w yang dilakukan selama 2 jam dan 1 jam pada temperature 90oC. Hasil pengurangan besi yang dilakukan menunjukkan pengurangan kandungan besi dari sampel bijih PLS sebesar 75% dari kandungan semula yang sudah diuji dengan ICP. Selanjutnya penelitian dilanjutkan untuk memproduksi MHP dengan penambahan larutan NaOH sebesar 4M kedalam larutan PLS yang sudah dikurangi kandungan besinya dengan presipitasi sebelumnya. Presipitasi dengan NaOH dilakukan hingga mencapai pH 7 lalu dipanaskan hingga suhu 60oC selama 1 jam. Hasil penelitian yang dilakukan hingga pH 7 menunjukkan hasil yang belum optimal dengan kandungan nikel yang hanya sebesar 5% dari total kandungan setelah dilakukan proses pengurangan kadar besi yang kedua kali. Penelitian ini menemukan beberapa faktor yang mungkin menyebabkan tidak bertambahnya kadar nikel dalam produk MHP setelah dilakukan presipitasi dengan larutan NaOH. Tingkat viskositas yang terlalu tinggi selama titrasi, masih tingginya kadar pengotor yang terkandung dalam larutan pasca pengurangan besi, serta endapan yang tidak kristalin menjadi faktor yang membuat larutan lewat jenuh dan kurang optimalnya hasil pasca penelitian. Waktu penyimpanan larutan pasca titrasi juga menjadi faktor yang membuat kandungan nikel dan kobalt tereduksi dan pengotor tidak terikat sempurna.

---

This research is a follow-up research series from the study of iron removal on pregnant leach solution (PLS) samples from the leaching of laterite nickel ore. This research focuses on the deposition of Nickel and Cobalt elements contained in the sample by a hydrometallurgical process to become a mixed hydroxide precipitate (MHP) product. Previously, the PLS sample had iron content removed with the addition of calcium carbonate 2 times with a content of 25% w/w and 12.5% ​​w/w for 2 hours and 1 hour at a temperature of 90oC. The results of the iron reduction carried out showed a reduction in the iron content of the PLS ore samples by 75% of the original content that had been tested with ICP. Furthermore, the research continued to produce MHP with the addition of 4M NaOH solution into the PLS solution which had been reduced in iron content by previous precipitation. Precipitation with NaOH was carried out until it reached pH 7 and then heated to a temperature of 60oC for 1 hour. The results of the research carried out up to pH 7 showed that the results were not optimal with the nickel content only 5% from all the contents after the second process of reducing the iron content was carried out. This study found several factors that might cause the nickel content to not increase in MHP products after precipitation with NaOH solution. Viscosity levels that are too high during titration, high levels of impurities contained in the solution after iron reduction, and non-crystalline precipitates are factors that make the solution supersaturated and post-test results are less than optimal. The storage time of the post-titration solution is also a factor that makes the reduced nickel and cobalt content and impurities not completely bound."

"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)."

"Sumber daya alam yang melimpah di Indonesia menuntut industri pertambangan dan pengolahan mineral untuk dapat mengolah sumber daya yang ada menjadi bahan baku untuk kelancaran siklus industri di Indonesia. Salah satu sumber daya yang dibutuhkan dalam industri adalah bahan baku mineral berupa pasir besi. Pasir besi merupakan salah satu mineral paling melimpah di Indonesia. Kandungan utama pasir besi adalah senyawa oksida besi yaitu magnetit (Fe3O4), hematit (Fe2O3), titanomagnetit (Fe2TiO4), dan ilmenit (FeTiO3). Mineral ini mengandung unsur utama besi dengan pengotor lain yang memiliki harga jual tinggi seperti titanium. Kajian penelitian terkait reduksi karbotermik telah dikembangkan dengan tujuan untuk mengetahui pengaruh proses distribusi ukuran bahan baku terhadap reduksi karbotermik pasir besi dengan arang tempurung kelapa sawit dan natrium sulfat. Hasil penelitian menunjukkan bahwa terjadi perubahan kadar sebelum dan sesudah reduksi sehingga bisa dikatakan terjadi proses reduksi. Selain itu, tampilan visual metode milling 60 menit lebih baik daripada metode lainnya. Persentase perolehan kembali Fe tertinggi dicapai pada sampel 3 yang diberi perlakuan bubuk selama 4 menit tanpa penambahan Na2SO4 sebesar 91%.

---

The abundant natural resources in Indonesia require the mining and mineral processing industries to be able to process existing resources into raw materials for the smooth running of the industrial cycle in Indonesia. One of the resources needed in the industry is mineral raw material in the form of iron sand. Iron sand is one of the most abundant minerals in Indonesia. The main content of iron sand is iron oxide compounds, namely magnetite (Fe3O4), hematite (Fe2O3), titanomagnetite (Fe2TiO4), and ilmenite (FeTiO3). This mineral contains the main element iron with other impurities that have a high selling price such as titanium. Research studies related to carbothermic reduction have been developed with the aim of knowing the effect of the raw material size distribution process on the carbothermic reduction of iron sand with palm oil shell charcoal and sodium sulfate. The results showed that there was a change in levels before and after the reduction so that it could be said that there was a reduction process. In addition, the visual display of the 60 minute milling method is better than other methods. The highest percentage of Fe recovery was achieved in sample 3 which was treated with powder for 4 minutes without the addition of Na2SO4 by 91%."

"Terak Feronikel (TFN) merupakan produk sampingan yang dihasilkan dari proses peleburan nikel dengan metode pirometalurgi. Potensi TFN yang dimanfaatkan saat ini yaitu untuk konstruksi jalan, bahan campuran dalam industri semen dan aplikasi lain seperti pupuk, geopolimer dan teknik hidraulik. Namun demikian, proses keberlanjutan pemanfaatan TFN diperlukan karena produksi TFN meningkat sejalan dengan peningkatan permintaan nikel. Apalagi TFN merupakan bahan berbahaya dan beracun yang mampu mencemari tanah dan air tanah bila disimpan dalam waktu lama. Oleh karena itu, upaya peningkatan nilai tambah TFN perlu dilakukan untuk menekan akumulasi produk TFN. TFN mengandung sekitar 30% silika, 20% magnesium, 12% besi, 1-2% aluminium, dan serta nikel (Ni), kobalt (Co), kromium (Cr), dan unsur logam tanah jarang (LTJ) . Berdasarkan kandungan yang ada di dalam TFN tersebut, proses ekstraksi unsur berharga menarik untuk dilakukan guna meningkatkan nilai tambah TFN. Tujuan umum dari penelitian ini adalah memanfaatkan terak feronikel sebagai upaya peningkatan nilai tambah dengan mengekstraksi logam berharga dan logam tanah jarang terutama untuk lanthanum dan cerium dengan proses piro-hidrometalurgi. Tujuan khusus yang ingin dicapai dalam penelitian ini adalah untuk mengetahui analisis karakteristik TFN, studi pengaruh proses redusksi, studi pengaruh kalsinasi dan pelindian NaOH , studi pengaruh proses fusi alkali, pelindian air dan pelindian HCl, serta studi pengembangan proses ekstraksi logam berharga dari TFN.Penelitian dilakukan dengan beberapa tahapan, bahan baku berupa TFN dikeringkan dalam oven, kemudian dilakukan reduksi ukuran menggunakan crusher dan disc mill. Bahan baku TFN dengan ukuran -200 mesh dicampur aditif Na2CO3 menggunakan mixer. Proses reduksi dilakukan dengan penambahan karbon dari batubara (BB) dan arang cangkang kelapa sawit (CKS) ditambah dengan zat aditif Na2CO3. Reduksi dilakukan dengan variasi temperature, rasio batubara atau arang cangkang kelapa sawit dan rasio Na2CO3. Proses kalsinasi dilakukan pada temperature 700°C selama 1 jam dilanjutkan dengan proses pelindian NaOH dengan variasi konsentrasi NaOH, temperatur dan waktu pelindian. Pelindian dengan NaOH ini silakukan untuk memisahkan silica dengan magnesium. Silika yang terpisah dijadikan produk samping sebagai silica presipitat. Proses fusi alkali dengan penambahan aditif dilakukan dengan variasi temperatur. Pemanggangan dengan penambahan aditif diharapkan dapat mengikat silika yang merupakan unsur paling melimpah di TFN. Hasil pemanggangan fusi alkali kemudian dilindi dengan air. Residu yang dihasilkan dari pelindian air ini, kemudian dilindi menggunakan HCl. Sedangkan filtrat hasil pelindian air diendapkan dengan asam HCl encer secara titrasi untuk mendapatkan endapan silica presipitat. Analisis dilakukan dengan menggunakan X-Ray Diffraction (XRD), X-Ray Fluorescence (XRF), Scanning Electron Microscopy (SEM) dan Inductively Coupled Plasma OES (ICP-OES). Hasil penelitian ini menunjukkan bahwa proses reduksi menghasilkan fasa dominan yang terbentuk yaitu sodium magnesiosilikat. Proses kalsinasi dilanjutkan NaOH menghasilkan persentase perolehan magnesium tertinggi adalah 73,10%, yang dihasilkan dari proses pelindian pada temperatur 100°C selama 240 menit dengan menggunakan NaOH 10M. Proses fusi alkali dengan penambahan zat aditif dapat mengikat silika yang merupakan unsur utama di TFN. Pelindian dengan air dari hasil fusi alkali dapat melarutkan silika dalam bentuk senyawa sodium silikat. Silika yang terlarut selanjutnya diendapkan dengan proses presipitasi untuk mendapatkan silika presipitat. Sedangkan residu hasil pelindian yang sudah mempunyai konsentrasi magnesium dan LTJ (lantanum dan cerium) dilakukan pelindian asam. Pelindian asam menggunakan larutan HCl dilakukan untuk mengekstrak kandungan magnesium dan LTJ (lanthanum dan cerium) yang terlarut dalam larutan filtrat. Hasil optimum ekstraksi magnesium dari pelindian asam menggunakan larutan HCl adalah 82,67 %. Kondisi optimum dicapai pada temperatur pelindian 80 °C, waktu pelindian 30 menit, konsentrasi HCl 2M, kecepatan pengadukan 300 rpm dan rasio S/L 1:10. Pada kondisi tersebut, studi kinetika magnesium menunjukkan bahwa proses pelindian magnesium pada TFN dipengaruhi oleh difusi. Kondisi pelindian optimum ekstraksi cerium dan lanthanum dicapai pada temperatur pelindian 80 °C, waktu pelindian 30 menit dan konsentrasi HCl 8 M dengan persentase ekstraksi optimum 92,63 % dan 86,82 %. Hasil studi kinetika menunjukkan nilai energi aktivasi ≤ 40 kJ/mol, sehingga difusi melalui lapisan abu akan mengontrol proses pelindian tersebut. Nilai energi aktivasi membuktikan bahwa pelindian cerium dan lanthanum dikendalikan oleh difusi melalui lapisan abu dari partikel padat dibandingkan dengan reaksi di permukaan partikel.

---

Ferronickel slag (FNS) is a by-product which was resulted from a nickel smelting process with a pyro-metallurgical method. The potential of TFN currently being utilized is for road construction, mixed materials in the cement industry, and other applications such as fertilizers, geopolymers, and hydraulic engineering. However, the sustainability process for FNS utilization is required due to increasing FNS production which is in line with increasing nickel demand. Moreover, FNS is a hazardous and toxic material that capable to pollute the soil and groundwater when it has been stored for long period. Therefore, attempts to upgrade the added value of FNS needs to be carried out to inhibit FNS accumulation. FNS contains 30% of silica, 20% of magnesium, 12% of iron, 1-2% of aluminum, and a small amount of nickel (Ni), cobalt (Co), chromium (Cr), and rare earth elements (REE). Based on the FNS content, the extraction process of valuable content is attractive to perform to upgrade the added value of FNS.

The general objective of this research is to utilize the ferronickel slag as an effort to upgrade the added value by extracting the rare earth metals, especially for lanthanum and cerium, using pyro-hydrometallurgy processes. The specific objectives to be achieved in this study were to determine the analysis of FNS characteristics, study the effect of the reduction process, study the effect of calcination and NaOH leaching, study the effect of the alkaline fusion process, water leaching, and HCl leaching, and study the development of the precious metal extraction process from FNS.

The research carried out in several stages, the raw material in the form of FNS was dried in an oven, then size reduction was carried out using a crusher and disc mill. FNS raw material with a size of -200 mesh is mixed with Na2CO3 additive using a mixer. The reduction process is carried out by adding carbon from coal and palm kernel shell charcoal plus the additive Na2CO3. The reduction is done by varying the temperature, the ratio of coal or oil palm charcoal, and the ratio of Na2CO3. The calcination process was carried out at a temperature of 700 ° C for 1 hour followed by a NaOH leaching process with variations in the concentration of NaOH, temperature, and leaching time. This NaOH leaching is carried out to separate the silica from magnesium. The separated silica is used as a byproduct as silica precipitates. Alkali fusion process with the addition of additives is carried out with temperature variations. Roasting with the addition of additives is expected to bind Silica which is the most abundant element in the FNS. The roasting results are then leached with water. The residue resulting from the water leaching is then leached using HCl. Meanwhile, the filtrate from the water leaching was precipitated with dilute HCl acid by titration to obtain precipitated silica precipitates. Also, leaching is carried out using alkali NaOH. Analyzes were performed using X-Ray Diffraction (XRD), X-Ray Fluorescence (XRF), Scanning Electron Microscopy (SEM), and Induced Coupled Plasma OES (ICP-OES).

The results of this study indicate that the reduction process produces the dominant phase formed, namely sodium magnesiosilicate. The calcination process followed by NaOH resulted in the highest percentage of magnesium recovery, which was 73.10%, which was produced from the leaching process at 100 ° C for 240 minutes using 10M NaOH.The results of this study indicate that the alkali fusion process with the addition of additives can bind Silica as a major impurity element. Leaching with water can dissolve Silica in the form of sodium silicate which was resulted from alkali fusion. Dissolved silica can be used further as a material for Silica Precipitate, which can be obtained by precipitation. Meanwhile, the leaching residue is concentrated on valuable metals (magnesium) including rare earth elements (lanthanum, and cerium). Acid leaching using HCl solution was performed to calculate the upgrading content of dissolved magnesium, lanthanum, and cerium in the leached solution. The optimum result of magnesium extraction from acid leaching using HCl solution is 82.67%. The optimum condition reaches at leaching temperature of 80 °C, leaching time of 30 minutes, HCl concentration of 2 M, stirring speed of 300 rpm, and S/L ratio of 1/10. In that condition, Kinetics studies of magnesium show that the Magnesium leaching process of FNS was influenced by diffusion. The optimum leaching condition of cerium and lanthanum extractions reach at leaching temperature of 80 ⁰C, leaching time of 30 minutes, and HCl concentration of 8 M with optimum extraction percentage of 92.63% and 86, 82% respectively. The results of the kinetics study showed that the activation energy value was ≤ 40 kJ/mol, thus the diffusion through the ash layer would control the leaching process. The activation energy values prove that the release of cerium and lanthanum is controlled by diffusion through the ash layer of the solid particles compared to the reaction at the particle surface."

"ABSTRACTPenggunaan sianida dan merkuri pada proses pelindian bijih emas memberikan banyak dampak negatif pada lingkungan dan kesehatan makhluk hidup. Larutan pelindian alternatif menggunakan larutan tiosulfat sudah diteliti sejak 1979. Penelitian ini dilakukan untuk menemukan alternatif larutan sianida dan merkuri yang banyak digunakan dalam industri ekstraksi emas. Sampel yang digunakan adalah batuan sulfida yang berasal dari Kabupaten Bolaang Mongondow, Provinsi Sulawesi Utara. Berdasarkan hasil pengamatan mikroskop optik dan pengujian dengan Laser-induced Breakdown Spectroscopy, didapati adanya senyawa pyrite yang merupakan ciri batuan sulfida pengikat emas. Setelah proses pemanggangan terhadap sulfida pada bijih, dilakukan karakterisasi menggunakan X-ray fluorescence dan Inductively Coupled Plasma. Hasil yang didapat yaitu bijih mengandung sekitar 14,62%Fe, 6,69 ??S, 0,15 Cu, dan kadar Au sebesar 0,27 ppm dan 0,11 ppm. Penelitian ini dilakukan dengan metode pelindian skala laboratorium. Hasil pelindian ini kemudian dikarakterisasi menggunakan Inductively Coupled Plasma ICP . Pada penelitian ini, diteliti pengaruh konsentrasi ammonia dan ion tembaga. Berdasarkan hasil penelitian ini, didapati konsentrasi ammonia sebesar 0.1M, dan konsentrasi ion tembaga sebesar 0.05 M dengan suhu pelindian 400C selama 2 jam serta rasio solid/liquid 1:5. Larutan pelindian tiosulfat memiliki pH larutan sebesar 10 dan proses pelindian pada alat pengaduk dengan kecepatan agitasi sebesar 400 rpm. Persentase emas terlarut optimum yang didapatkan pada penelitian ini sebesar 62 . Bedasarkan hasil penelitian, diperoleh kesimpulan bahwa konsentrasi larutan tiosulfat dan suhu pelindian mempengaruhi hasil pelindian.

---

ABSTRACTCyanide and mercury in leaching of ore bearing gold has a lot negative impact to the environment and health. Thiosulfate as gold leach solution was investigated since 1979. This research is done to find alternative of cyanide and mercury solution which are widely used in gold extraction industry. The ore sample is native ore from Bolaang Mongondow, North Sulawesi. According Optical Microscope observation and LIBS characterization, there are pyrite compound which is one of the chacaracteristic of sulfide ore. According to X ray fluorescence and Inductively Coupled Plasma investigation, the ore contained about 14.62 Fe, 6.69 S, 0.15 Cu, and the concentration of Au are 0.27 ppm and 0,11 ppm. This research was conducted by laboratory scale of leaching method. The leaching result is then checked by Inductively Coupled Plasma ICP . The concentration of ammonia and copper ion were studied. According to the results, 3 M of ammonia concentrations and 0,05 M of copper ion concentration at 400 C for 2 h with pulp density of 20 , Stirring speed and the pH of the aqueous solution were 400 rpm and 10, respectively, were carried out to obtain the maximum gold extraction of 62 . According to the extraction value, it can be concluded that the concentration of the leaching solution and leach temperature will affect the dissolution of gold. "

"Bijih besi menjadi salah satu sumber daya mineral yang sangat berpotensial di Indonesia untuk dilakukan proses pengolahan dan diproduksi sehingga menjadi logam mineral yang memiliki nilai guna Proses pengolahan bijih besi sudah banyak dikembangkan dengan cara reduksi langsung maupun reduksi tidak langsung dimana kedua proses tersebut membutuhkan reduktor untuk mereduksi bijih besi menjadi logam murni Reduktor yang digunakan pada proses reduksi bijih besi dalam bentuk padatan seperti batu bara dan kokas maupun dalam bentuk gas seperti gas metana Pada penelitian kali ini dilakukan pengembangan proses reduksi bijih besi menggunakan reduktor biomassa yaitu cangkang kelapa sawit yang merupakan limbah dari hasil perkebunan buah kelapa sawit Dalam penelitian digunakan bijih besi laterit Kalimantan dan cangkang kelapa sawit dari sisa perkebunan di Palangkaraya Kalimantan Tengah Bijih besi direduksi ukurannya hingga membentuk partikel serbuk 18 Tujuan dalam penelitian ini adalah untuk mengetahui pengaruh variabel temperatur reduksi dengan waktu dan rasio massa yang konstan terhadap hasil reduksi bijih besi Variasi temperatur yang diuji dalam penelitian adalah 600oC 700oC 800oC 900oC dan 1 000oC Seluruh sampel diuji dalam waktu 120 menit dan rasio bijih besi dengan cangkang kelapa sawit 1 3 yang dimasukkan ke sebuah krusibel dan perlakuan reduksi langsung dilakukan di dalam muffle furnace Hasil XRD menunjukkan bahwa pada 1 000oC merupakan temperatur optimum dengan waktu reduksi selama 120 menit karena kandungan bijih besi seluruhnya berupa peak Fe metallic tanpa adanya kehadiran peak peak besi oksida lainnya.

---

Iron ore become one of minerals source that very pottential in Indonesia for process to have result value metallic mineral Iron steel making process have been developed by direct reduction and indirect reduction process which both of them need solid reducing agent for reduction iron ore like coal and coke or gas reduction agent like methane gas In this research it develop renewable reduction iron ore process use biomass reductor palm kernell shell is waste from palm tree plantation The research was conducted laterite ore from Kalimantan and palm kernel shell from residue plantation in Palangkaraya Central Kalimantan Before reduction process is started iron ore must be crushing to reduce particle size forming powder particles with size about 18 The purpose of the research is to determine the effect of reduction temperature with optimum time and mass ratio to result of reduction iron ore Variation of temperature that be examined is 600oC 700oC 800oC 900oC and 1 000oC All of samples is tested in 120 minutes and mass ratio 1 3 for iron ore and palm kernell shell Mixed samples are put in crucible and reduction process take place in muffle furnace XRD results showed that in 1 000oC is optimum temperature during 120 minutes because all composition of iron ore is Fe metallic peaks without other iron oxide peaks."

"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."