Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

Abstrak :
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).

Abstrak :
ABSTRAK
Ekstraksi kasiterit dari Indonesia menggunakan dekomposisi basa telah dilakukan. 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 %.

---

ABSTRACT
Extraction of cassiterite from Indonesia using alkaline decomposition has done. 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%.

Abstrak :
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.

Abstrak :
Ketersediaan sumber daya mineral di Indonesia dapat menjadi potensi untuk perkembangan industri energi nasional. Sumber daya yang melimpah tersebut menguntungkan para peneliti untuk mengembangkan riset tentang energi alternatif dengan sumber daya lokal, salah satunya adalah pemanfaatan sumber daya lokal Ilmenit Bangka sebagai salah satu material pendukung komponen sel surya berbasis pigmen (DSSC). Penelitian ini berfokus kepada pengembangan teknologi ekstraksi bijih Ilmenit sehingga didapatkan TiO2. Ilmenit yang didekomposisi KOH dan pelindian menggunakan asam sulfat dipaparkan ozon sebagai katalis dengan harapan akan mempercepat oksidasi dan presipitasi TiO2. Pemaparan Ozon dilakukan dengan alat plasma non-thermal sehingga dihasilkan ozon dengan pengaruh laju reaksi gas input oksigen sebesar 3, 6, dan 9 l/menit. Harapan dari penelitian ini adalah meningkatknya %recovery karena pengaruh pemaparan ozon yang berfungsi sebagai katalis. Proses pemaparan dilakukan selama 4 jam setiap sampel nya. Penelitian ini merupakan pengembangan teknologi ekstraksi menggunakan katalis sehingga tercipta proses ekstraksi yang lebih efisien. ......Abundant mineral resources in Indonesia can trigger a massive development of national energy technology. Those resources can facilitate and ease researcher to develop a research about alternative energy using local mineral resource as its base material. In this case by using Bangka Ilmenite as a material to fabricate a pigment of DSSC. This research was focused in the mineral extraction technology development to produce TiO2. The ilmenite was first decomposed by KOH and then leached in sulfuric acid. Ozonation was used as the process catalyst to increase the efficiency of the process by accelerating the oxidation and precipitation of TiO2. Ozonation was performed using Plasma Non-thermal with an oxygen flow rate: 3 litre/minute, 6 l/m, and 9 l/m in 4 hours for each variable.

Abstrak :
Timah merupakan logam yang memiliki aplikasi pengunaan yang sangat luas dan bervariasi. Hal ini mengakibatkan permintaan akan timah cenderung untuk meningkat tiap tahunnya. Oleh karena itu, perlu ditemukan cara untuk mengolah timah semaksimal mungkin. Penelitian ini dilakukan untuk recovery atau pemulihan timah dari teraknya dengan menggunakan metode roasting dan pencampuran karbon dengan variasi jumlah karbon reduksi 1:0, 1:1, 1:2, dan 1:3 pada suhu 9000C, pelindian selektif dengan menggunakan H2SO4, dan Electrowinning. Untuk karakterisasi sampel menggunakan X-RD yang dilengkapi dengan software X-RD Match!, STA, AAS, dan EDS.

---

Tin is a metal which has a various and wide uses. This?ll make the demand of tin is tend to increase every year. So, the new way is needed to process tin as maximum as possible. This study was conducted to recover tin from tin slags with roasting and mixing with carbon methods with various quantity of carbon reductor which is 1:0, 1:1, 1:2, and 1:3 at 9000C, selective leaching with sulfate acid, and electrowinning. For characterization of sample using X-RD equipped with X-RD Match! Software, AAS, and EDS.

Abstrak :
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%.

Abstrak :
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.

Abstrak :
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.

Abstrak :
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.

Abstrak :
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.