Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

"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."

"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."

"Dengan kemajuan teknologi, maka pemakaian produk elektronik akan terus meningkat. Sehingga peluang untuk mengolah limbah elektronik sangatlah besar untuk era yang sekarang sedang berjalan. Salah satu limbah elektronik yang menjadi target proses pengolahan limbah adalah, Printed Circuit Board. Limbah PCB direduksi ukurannya menjadi sekitar 1,0 cm x 1,0 cm, dan kemudian limbah PCB yang telah dilakukan reduksi ukuran kemudian di leaching dengan menggunakan larutan asam klorida, asam klorida ditambahkan hydrogen peroxide, serta larutan aqua regia, masing ndash; masing dengan konsentrasi 4M dan 6M.Hasil dari proses leaching tersebut kemudian dilakukan pengujian secara visual dan dengan Optical Microscope untuk mengetahui transformasi fisik setelah proses leaching dan juga pengujian dengan Atomic Absorption Spectrophotometery untuk mendapatkan nilai recovery logam emas dan tembaga. Hasil dari proses leaching menunjukkan recovery logam emas dan tembaga dapat mencapai sebesar 64.50 dan 90.24.

---

With the advancement of technology, the usage of electronic products will continue to increase. And because of this, it is an immense opportunity to recycle electronic wastes. One of the known types of electronic waste to be targeted for the recycling process of electronic wastes is, the Printed Circuit Board. In which, PCB waste is reduced in size about 1.0 cm x 1.0 cm, and after it is reduced in size, it is then leached by using hydrochloric acid solution, hydrochloric acid mixed with hydrogen peroxide, and aqua regia solution, each with concentration of 4M and 6M.

The result of the leaching process is then tested visually and by using Optical Microscope to understand the physical transformation after the leaching process. And then it is tested by using the Atomic Absorption Spectrophotometery in order to get the recovery value of gold and copper metals. The results of the leaching process shows that recovery of gold and copper metals could reach up to 64.50 and 90.24."

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

---

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

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

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

"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)."

"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. "

"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. "

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

"Indonesia merupakan salah satu dari 3 negara yang memiliki deposit bijih nikel laterit terbesar di dunia. Dengan meningkatnya kepentingan nikel pada trend dunia saat ini, Indonesia saat ini direncanakan akan membangun 30 smelter nikel baru hingga tahun 2024. Rencana ini memiliki potensial ekonomi yang tinggi tetapi terdapat satu faktor yang harus diantisipasi, yaitu terak yang akan dihasilkan oleh smelter-smelter nikel yang baru dibuat. Berdasarkan kementerian ESDM pada tahun 2019, tercatat sudah ada 17 juta ton terak yang dapat ditemukan pada kegiatan pengolahan dan pemurnian komoditas nikel. Penelitian ini menjelaskan tentang utilisasi kembali terak feronikel dengan mengekstraksi Fe dan Mg dari terak feronikel menggunakan pelindian asam klorida (HCl) dengan variasi konsentrasi zat pelindi 0,75, 1,125, 1,5, 1,875, dan 2,5 M, variasi temperatur pelindian 32 (temperature ruang), 50, dan 90 oC, serta variasi waktu pelindian 10, 20, 30, 60, dan 90 menit untuk mendapatkan hasil ekstraksi paling efisien. Karakterisasi yang digunakan pada penelitian kali ini adalah ICP-OES untuk sampel filtrat, XRD dan XRF untuk sampel terak feronikel awal dan residu hasil pelindian. Hasil Karakterisasi ICP-OES menunjukkan bahwa hasil ekstraksi Fe dan Mg terbesar berada pada variabel konsentrasi HCl 2,5 M, temperatur pelindian 90 oC, dan waktu pelindian 90 menit dengan hasil sebesar 92,61% untuk Mg dan 89,41% untuk Fe.

---

Indonesia is one of three countries that has the largest lateritic nickel ore deposits in the world. With the increasing importance of nickel in today’s world trends. Indonesia currently planning to build 30 new nickel smelters till 2024. This plan has a vast economic potential but there are one factor that need to be anticipated, namely the slag that will be produced by the new nickel smelter. According to ministry of ESDM in 2019, there are already 17 million tons of slag that can be found in the processing and refining of nickel commodities. This study describes the utilisation of ferronickel slag by extracting Fe and Mg from ferronickel slag using hydrochloric acid (HCl) leaching with variations in the concentration of leachate 0,75, 1,125, 1,5, 1,875, and 2,5 M, variation of leaching temperature 32 (ambient temperature), 50, and 90 oC, as well as variations in leaching time of 10, 20, 30, 60, 90 minutes to get the most efficient extraction results. The characterizations used in this study were ICP-OES for the filtrat sample, XRD and XRF for the initial ferronickel slag sample and leaching residue. The results of the ICP-OES Characterization showed that the largest extraction yields of Fe and Mg were in the variable leachate concentration of 2,5 M, leaching temperature of 90 oC, and leaching time of 90 minutes with yields of 92,61% for Mg and 89,41% for Fe.

"

"ABSTRAKKegunaan logam seng yang luas untuk kebutuhan industri maupun kebutuhan sehari-hari secara otomatis akan meningkatkan angka permintaan terhadap logam seng setiap tahunnya. Mengolah kembali logam seng dari dross seng merupakan salah satu cara agar cadangan mineral seng di bumi tidak habis. Salah satu metode yang dapat dilakukan untuk memperoleh kembali logam seng dari dross seng adalah dengan metode hidro-elektrometalurgi. Proses terdiri dari pemanggangan 700°C, pelindian H2SO4, dan elektrowinning. Penelitian ini meneliti pengaruh dari parameter-parameter pelindian dan elektrowinning pada proses perolehan kembali logam seng. Untuk karakterisasi sampel menggunakan XRD yang dilengkapi dengan perangkat lunak XRD Match!, AAS, dan EDS. Dari penelitian ini, parameter optimal terjadi pada konsentrasi pelindi 2 M H2SO4 dan suhu elektrowinning 25°C pada rapat arus 2000 A/m2. Parameter tersebut menghasilkan efisiensi arus sebesar 91.57% dan kemurnian logam seng sebesar 77.68%.

---

ABSTRACTExtensive usability of zinc metal for industry needs and daily needs will automatically increase demand for zinc metal annually. Recovery of zinc metal from zinc dross is one way for zinc mineral deposits in the earth is not exhausted. One method that can be done to recover zinc metal from zinc dross is hydroelectrometallurgy method. The pr°Cess consists of roasting 700°C, H2SO4 leaching, and electrowinning. This study investigated the effect of leaching and electrowinning parameters on recovery of zinc metal. For characterization of samples using XRD, that comes with XRD Match! software, AAS, and EDS. From this study, optimal parameters °Ccurred at 2 M H2SO4 leaching concentration and 25°C electrowinning temperature at 2000 A/m2 current density, each performed for 60 minutes. These parameters produced a current efficiency of 91.57% and a purity of 77.68% zinc metal."