Hasil Pencarian  ::  Simpan CSV :: Kembali

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

---

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

Abstrak :
ABSTRACT
Industri pegolahan bijih pertambangan merupakan salah satu industry yang paling tidak ramah lingkungan, hal tersebut dikarenakan penggunaan reagen-reagen berbahaya dalam prosesnya seperti sianida dan merkuri. Seiring dengan berjalanya waktu dilakukan berbagai penelitian untuk mengatasi masalah tersebut, salah satunya adalah penggunaan larutan chloride-hypochlorite. Larutan tersebut dapat digunakan dalam proses pengolahan bijih karena mampu melarutkan emas sampai kondisi ekonomis, tetapi tetap ramah terhadap lingungan. Pada penelitian kali ini, dilakukan pengujian untuk mendapatkan titik ndash; titik optimum dari beberapa aspek yang mempengaruhi proses pelindiannya; antara volume NaOCl, dan waktu pelindian. Penelitian ini menggunakan bijih hasil pertambangan dari daerah Bolaang Mongondow, Indonesia yang sudah dikarakterisasi menggunakan OM, LIBS, XRF dan ICP dengan kadar emas sebesar 0.27 ppm sebagai sampel. Bijih emas diproses dengan metode pelindian emas menggunakan temperature dan agitasi dalam skala lab. Sehingga, didapatkan kadar emas yang ada pada larutan tersebut dari hasil karakterisasi menggunakan ICP. Kemudian diperolehlah persentase emas yang terlarut pada setiap variabelnya. Hasil yang didapat menunjukan bahwa volume NaOCl, dan waktu pelindian akan meningkatkan tren dari presentase emas terlarut.

---

ABSTRACT
Gold ore processing industry is one of the least environmentally friendly industry, due to the use of hazardous reagents in the process, such as cyanide and mercury. As the time goes, various studies have been conducted to overcome the problem. One of the study being developed is the use of chloride hypochlorite for gold leaching. The solution can be used in ore processing because its capability of dissolving gold economically, but still environmentally friendly. In this research, experiments are performed to obtain optimum points from volume of NaOCl and leaching time. This research uses ores from mining site at Boolang Mongondow, Indonesia, which have been characterized using OM, XRF, LIBS and ICP with initial gold content equal to 0.27 ppm. Gold ore is processed by agitation leaching method with temperature on a lab scale. The gold content of the solution from leaching process is obtained using ICP. Thus, the percentage of gold leached in each variables are obtained. The result shows that the increase volume of NaOCl, and leaching time will increase the trend of dissolved gold percentage.

Abstrak :
Nikel merupakan logam penting yang banyak digunakan dalam paduan, misalnya baja tahan karat, paduan ruang angkasa, dan paduan khusus. Nikel ditambang dari dua jenis bijih: laterit dan sulfida. Laterit banyak ditemukan di daerah tropis seperti di Indonesia dan ditambang untuk memperoleh nikel dan kobalt. Pelindian bijih nikel laterit pada tekanan atmosfer saat ini banyak menarik perhatian karena biaya yang lebih rendah dibanding proses lainnya. Tujuan penelitian ini adalah untuk menentukan pengaruh waktu dan kecepatan agitasi pelindian atmosferik terhadap persentase perolehan nikel dari bijih laterit jenis saprolit. Bijih nikel saprolit dari Halmahera Timur digunakan dalam penelitian. Untuk mengetahui nilai perolehan nikel pada waktu dan kecepatan agitasi yang berbeda, pelindian teragitasi dilakukan selama 1, 3, dan 5 jam dengan kecepatan agitasi masing-masing 250 rpm, 500 rpm, dan 750 rpm. Selama penelitian, berat sampel yang telah dihaluskan (15 g), konsentrasi asam sulfat (5N (240.1 g/L)), volume asam sulfat (75 ml), dan suhu (100°C) dijaga konstan. Dapat dilihat bahwa dalam pelindian teragitasi, peningkatan waktu pelindian dari 1 jam hingga 5 hour memiliki pengaruh positif terhadap perolehan nikel. Peningkatan kecepatan agitasi dari 250 rpm hingga ke 750 rpm juga meningkatkan nilai perolehan nikel. ......Nickel is important metal that is mostly used in alloys, for example, in stainless steels, aerospace alloys and specialty steels. Nickel is mined from two types of ores: laterites and sulfides. Laterites are found mostly in tropical regions and are mined for their nickel and cobalt in countries like Indonesia. Leaching lateritic nickel ores with sulphuric acid at atmospheric pressure (AL) has been recently receiving more attention due to lower cost compared to other processes. The purpose of this study is to determine the effect of duration and agitation speed of atmospheric leaching to the recovery percentage of nickel from saprolitic type laterit ore. Saprolitic nickel ores from Eastern Halmahera were used during experiments. In order to study the recovery values at different time periods and different agitation speeds, agitative leaching experiments were carried out for 1, 3, and 5 hours with agitation speed 250 rpm, 500 rpm, and 750 rpm, respectively. During the experiments, weight of ground ore sample (15 g), concentrations of sulfuric acid (5N (240.1 g/L)), volume of sulfuric acid (75 ml), and temperature (100°C) were kept constant. It was shown that in agitative leaching, increasing leaching time from 1 hour to 5 hour had a positive effect on metal extractions. Increasing agitation speed from 250 rpm to 750 rpm also increased the recovery values of nickel.

Abstrak :
Industri pegolahan bijih pertambangan merupakan salah satu industry yang paling tidak ramah lingkungan, hal tersebut dikarenakan penggunaan reagen-reagen berbahaya dalam prosesnya seperti sianida dan merkuri. Seiring dengan berjalanya waktu dilakukan berbagai penelitian untuk mengatasi masalah tersebut, salah satunya adalah penggunaan larutan chloride-hypochlorite. Larutan tersebut dapat digunakan dalam proses pengolahan bijih karena mampu melarutkan emas sampai kondisi ekonomis, tetapi tetap ramah terhadap lingungan. Pada penelitian kali ini, dilakukan pengujian untuk mendapatkan titik ndash; titik optimum dari beberapa aspek yang mempengaruhi proses pelindiannya; antara volume NaOCl, dan waktu pelindian. Penelitian ini menggunakan bijih hasil pertambangan dari daerah Bolaang Mongondow, Indonesia yang sudah dikarakterisasi menggunakan OM, LIBS, XRF dan ICP dengan kadar emas sebesar 0.27 ppm sebagai sampel. Bijih emas diproses dengan metode pelindian emas menggunakan temperature dan agitasi dalam skala lab. Sehingga, didapatkan kadar emas yang ada pada larutan tersebut dari hasil karakterisasi menggunakan ICP. Kemudian diperolehlah persentase emas yang terlarut pada setiap variabelnya. Hasil yang didapat menunjukan bahwa volume NaOCl, dan waktu pelindian akan meningkatkan tren dari presentase emas terlarut.

---

Gold ore processing industry is one of the least environmentally friendly industry, due to the use of hazardous reagents in the process, such as cyanide and mercury. As the time goes, various studies have been conducted to overcome the problem. One of the study being developed is the use of chloride hypochlorite for gold leaching. The solution can be used in ore processing because its capability of dissolving gold economically, but still environmentally friendly. In this research, experiments are performed to obtain optimum points from volume of NaOCl and leaching time. This research uses ores from mining site at Boolang Mongondow, Indonesia, which have been characterized using OM, XRF, LIBS and ICP with initial gold content equal to 0.27 ppm. Gold ore is processed by agitation leaching method with temperature on a lab scale. The gold content of the solution from leaching process is obtained using ICP. Thus, the percentage of gold leached in each variables are obtained. The result shows that the increase volume of NaOCl, and leaching time will increase the trend of dissolved gold percentage.

Abstrak :
ABSTRACT
Penggunaan 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.

---

ABSTRACT
Cyanide 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.

Abstrak :
ABSTRACT
Penggunaan 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.

---

ABSTRACT
Cyanide 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.

Abstrak :
Mineral sintetis yang terbentuk dari campuran Al,03, LiOH dan SiO, dan dipanggang pada temperatur 1200°C, merupakan bahan yang digunakan pada penelitian ekstraksi lithium ini. Dengan tujuan mengetahui titik optimum waktu proses pelindian dengan menggunakan pelarut KOH di dalam muffle furnace. Selain itu, untuk mengetahui titik optimum laju alir gas CO, dalam proses pengendapan larutan LiOH_ hasil pelindian sampai menjadi endapan LizCO3. Hasil penelitian menunjukkan bahwa terjadi peningkatan produk lithium yang larut membentuk LiOH seiring dengan semakin lamanya waktu pelindian. Dimana waktu optimumnya adalah 90 menit dengan recovery lithium pada proses pelindian sebesar 11.76%. Selain itu, pada proses pengendapan larutan LiOH menjadi endapan LizCO3 mengalami kenaikan recovery lithium seiring dengan kenaikan laju alir gas CO 2. Dimana laju alir optimum adalah 1.5. liter/menit dengan recovery lithium pada proses pengendapan sebesar 63.01%. Sedangkan nilai recovery total proses ekstraksi lithium dari mineral sintetis sampai menjadi endapan LixCO3 adalah sebesar 6.86%. ......Synthetic mineral which formed from the mixture of Al,O3, LiOH and SiO>2 and was roasted at 1200°C, is a material which was used in this lithium extraction research. It is to find optimum time point of the leaching process using KOH solvent in muffle furnace. In addition, to find optimum flow rate point of CO gas in the process of precipitating LiOH solution as the leaching result until it becomes LizCO3 precipitation. The research results show that there is an increase of Li product that dissolved which formed LiOH along with the increase of the length of leaching process. The optimum length is at 90 minutes with recovery lithium. in leaching process as much as 11.76%. In addition, within process of precipitation LiOH solution to be LixCO3 deposition there is an increase of recovery lithium along with the increase of CO» gas flow rate. The optimum flow rate is rate 1.5 litre per minute with recovery lithium at precipitation process value at 63.01%. Whereas the value of the total efficiency of the lithium extracting process from synthetic mineral until it becomes deposition is worth 6.86 %

Abstrak :
Pada penelitian ini, campuran senyawa LiOH, Al2O3, dan SiO2 telah berhasil dipreparasi melalui dua tahapan proses, yaitu pencampuran selama dua puluh jam dan pembakaran pada temperatur 12000C. Kemudian campuran tersebut diekstraksi melalui proses pelindian menggunakan larutan KOH dan dilanjutkan dengan proses pengendapan menggunakan larutan hangat Na2CO3 dan aliran gas CO2. Pada proses pelindian didapatkan larutan LiOH dimana recovery Li yang didapatkan berbanding lurus dengan variabel temperatur yang digunakan. Hasil optimum proses pelindian didapatkan pada variabel temperatur 2000C dengan nilai recovery Li sebesar 7.13%. Telah dibuktikan pula bahwa pada proses pengendapan recovery Li didalam endapan meningkat seiring dengan meningkatnya rasio Na : Li yang digunakan. ......In this work, the mixture of LiOH , Al2O3, and SiO2 was succesfully prepared by two step, that is mixing about twenty hour and roasting at temperature 12000C. Afterwards, the mixture was extracted by leaching process using KOH solution and then continued by precipitation process using Na2CO3 warm solution and CO2 stream. In the process of leaching, LiOH solution was obtained where recovery of Li which obtained equal with variable of leaching temperature. The optimum yield of leaching process was obtained at temperature 2000C with % recovery 7,13%. It was also proven that’s on precipitation process, Li recovery in precipitate increase as well as increasing of Na : Li ratio.

Abstrak :

Indonesia merupakan negara produksi nikel terbesar di dunia dengan produksi feronikel yakni 1,6 juta ton dengan penjualan 1,03 juta ton pada 2021. Produksi nikel di Indonesia sebagian besar adalah ferronikel yang dihasilkan dari peleburan reduksi bijih nikel oksida atau silikat yang mengandung besi. Meningkatnya produksi nikel maka terak feronikel juga meningkat sehingga membutuhkan area penyimpanan yang luas karena 1 ton nikel yang diproduksi menghasilkan 8-14 ton terak. Tujuan dari penelitian ini adalah melihat seberapa efisien penggunakan metode hidrotermal dan variaso stoikiometri pada pelindian terak feronikel. Proses diawali dengan proses hidrotermal menggunakan H₂SO₄ 2 M dengan temperatur 250°C dan holding time 60 menit. Residu hasil hidrotermal kemudian di campur dengan NaOH untuk dilakukan proses pemanggangan, proses ini memiliki variasi stoikiometri 1.1, 1, 0.9, 0.8, dan 0.7 dengan temperatur 350°C dan waktu penanhanan 60 menit. Kemudian dilakukan proses pelindian dengan menggunakan metode water leaching. Kemudian dilakukan karakterisasi akhir XRD dan XRF residu hasil pelindian. Hasil yang diperoleh bahwa persentase silika menggunakan H₂SO₄ mengalami peningkatan. Namun, saat proses pelindian silika tidak larut dikarenakan NaOH tidak mempu membentuk Natrium Silika saat proses roasting dikarenakan temperature yang digunakan sangat rendah. Berdasarkan analisis perubahan massa, didapatkan kondisi 0.7 stoikiometri (5.48 gram NaOH) memiliki tingkat pemulihan yang paling tinggi. ......Indonesia is the world's largest nickel producer with a ferro-nickel production of 1.6 million tons and sales of 1.03 million tons in 2021. The majority of nickel production in Indonesia is ferro-nickel produced from the smelting reduction of nickel oxide or silicate ores containing iron. With the increasing nickel production, the production of ferro-nickel slag also rises, requiring extensive storage areas as 1 ton of nickel produced generates 8-14 tons of slag. The aim of this research is to assess the efficiency of the hydrothermal method and stoichiometric variations in leaching ferro-nickel slag. The process begins with hydrothermal treatment using 2 M H2SO4 at a temperature of 250°C and a holding time of 60 minutes. The hydrothermal residue is then mixed with NaOH for a roasting process, with stoichiometric variations of 1.1, 1, 0.9, 0.8, and 0.7 at a temperature of 350°C and a holding time of 60 minutes. Subsequently, the leaching process is carried out using the water leaching method. The final characterization is performed using XRD and XRF on the leached residue. The results show an increase in silica percentage using H2SO4. However, during the leaching process, silica is not soluble due to NaOH's inability to form sodium silicate during the roasting process, attributed to the very low temperature used. Based on mass change analysis, the 0.7 stoichiometric condition (5.48 grams of NaOH) achieves the highest recovery rate.

 

Abstrak :
ABSTRAK Pelindian mangan dari bijih mangan kadar rendah telah berhasil dilakukan menggunakan larutan sulfat. Pada percobaan ini, bijih mangan dipanggang dengan arang kayu sebagi reduktor pada 700 oC selama 120 menit. Kemudian kalsin hasil pemanggangan dilindi menggunakan larutan asam sulfat. Parameter proses pelindian yang diamati meliputi pengaruh kecepatan pengadukan, konsentrasi asam, temperatur, waktu dan persen padatan terhadap mangan terekstrak. Hasil optimum didapat pada proses pelindian dengan konsentrasi 12% H2SO4, kecepatan pengadukan 400 rpm, rasio padatan 1:10, dan temperatur 75 oC selama 3 jam dengan mangan terekstrak sebesar 84,61%. Kinetika reaksi pelindian mangan dalam asam sulfat dikendalikan oleh proses difusi dengan nilai energi aktivasi sebesar 4,88 KJ/mol.

---

ABSTRACT The leaching of manganese from low-grade manganese ores in aqueous sulfuric acid solution was investigated. In this study, manganese ores were prepared by reduction roasting using charcoal as a reductant at 700 oC for 120 min. The roasted samples were then leached with aqueous sulfuric acid solution. The effects of agitation rate, sulfuric acid concentration, solid/liquid mass ratio, leaching temperature and leaching time on the leaching efficiency of manganese were studied. The optimal leaching conditions are achieved at 12% H2SO4, agitation rate of 400 rpm, solid/liquid mass ratio of 1:10, and the leaching temperature of 75 oC for 180 min. Under the optimal condition, the leaching efficiency of manganese can reach 84.61%. The kinetical reaction of manganese dissolution in aqueous sulfuric acid solution was found to be controlled by diffusion process with activation energy is 4.88 KJ/mol.