JP3665817B2 - 銅鉱石からそれに含まれる有価金属を分離する方法 - Google Patents
銅鉱石からそれに含まれる有価金属を分離する方法 Download PDFInfo
- Publication number
- JP3665817B2 JP3665817B2 JP2001234637A JP2001234637A JP3665817B2 JP 3665817 B2 JP3665817 B2 JP 3665817B2 JP 2001234637 A JP2001234637 A JP 2001234637A JP 2001234637 A JP2001234637 A JP 2001234637A JP 3665817 B2 JP3665817 B2 JP 3665817B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- copper
- ore
- gold
- acid
- hydrochloric acid
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Lifetime
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Description
【０００１】
【発明の属する技術分野】
本発明は、硫化銅鉱などの銅鉱石からそれに含まれる銅や金を分離する方法に関する。
【０００２】
【従来の技術】
銅や金を含む銅鉱石たとえば硫化銅鉱から銅を生産する方法としては、硫化銅鉱石を選鉱して硫化銅精鉱とし、銅精鉱を乾式法により還元して粗銅とする方法が工業的に実施されている。しかし、この乾式法はエネルギ−コストが高く、亜硫酸ガス（二酸化硫黄）が発生するため脱硫装置が必要であり、また、銅の品位が高い人工の銅精鉱以外には適用することはできない。
【０００３】
一方、銅精鉱から銅を抽出する方法については、濃厚食塩溶液に塩化第二銅を添加して浸出する方法および塩化第二鉄溶液による浸出法が提案されている。しかし、前者は電解と組み合わせる工程が必要であり、後者は多量の第２鉄イオンを使用するため銅と鉄の分離等に問題点が多い。
また、銅鉱石から湿式法により金を回収する方法も知られているが、従来法では金がほとんど浸出できず、このため銅の浸出残渣から青化法により金を回収する方法も提案されているが、銅の浸出および経済性に問題があり、銅と同時に金を効率よく回収する方法が強く要請されていた。
【０００４】
本発明者はこのような問題点を解決するため、先に黄銅鉱を主体とした一次硫化銅鉱を塩酸で焙焼して水浸出する方法（特許第３０４６９８６号）を提案した。
【０００５】
【発明が解決しようとする課題】
本発明は、前記特許第３０４６９８６号の特許発明を更に発展飛翔させたもので、硫化銅精鉱などの高品位の銅鉱石からそれに含まれる銅及び／又は金を効率よく、かつ経済的に抽出分離する方法を提供することを目的としたものである。
【０００６】
【問題を解決するための手段】
本発明者は、前記課題を解決すべく鋭意研究を重ねてきた結果、硫化銅精鉱は常温では過塩素酸とはほとんど反応しないが、これを含む塩酸溶液で加熱処理すると、硫化銅精鉱中の硫黄は単体硫黄に容易に酸化され、銅や金が効率よく抽出されることを見いだし、本発明を完成するに至った。
【０００７】
すなわち、この出願によれば、以下の発明が提供される。
（１）銅鉱石を、過塩素酸と塩酸を含む溶媒の存在下、１１０〜１５０℃の温度で焙焼し、ついで水を加えることにより、該銅鉱石に含まれる銅及び／又は金を水中に溶解させることを特徴とする銅鉱石からそれに含まれる銅及び／又は金を分離する方法。
【０００８】
【発明の実態の形態】
本発明における被処理原料としては、銅を含む各種の銅鉱石が用いられる。これらの銅鉱石には硫化鉱、酸化鉱や炭酸塩鉱が包含される。
本発明で好ましく使用される銅鉱石は硫化銅鉱であるが、酸化銅、炭酸銅、水酸化銅等が含まれていても差し支えない。硫化銅鉱は鉱石の産地、種類により組成等は異なるが、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）、輝銅鉱（ＣｕＳ２）、コベリン（ＣｕＳ）、斑銅鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ４）等が含まれる全ての銅鉱石および銅精鉱に適用することができる。
銅鉱石の形状に特に制限はないが粉末状が有効であり、その粒径は細かければ細かい程良く、１５０μｍ以下、好ましくは７０μｍ以下が好ましい。
【０００９】
本発明により銅鉱石好ましくは硫化銅鉱から銅や金を分離するには、先ず、硫化銅鉱に過塩素酸と塩酸を含む溶媒を加える。
【００１０】
本発明においては、銅や金を効率よく浸出させるために過塩素酸と無機酸を併用することが必要である。
過塩素酸の作用は現時点では定かではないが、浸出により生成する、硫黄化合物たとえば、単体硫黄、チオ硫酸、チオン酸、亜硫酸、硫酸などに酸化し、固定化する機能を担うものと推定される。過塩素酸は、浸出残渣中の硫黄化合物を酸化し、後処理の容易な単体硫黄として効率よく固定できる。
【００１１】
塩酸は、硫化銅鉱との反応性が高く、かつ抽出液中にクロライド以外の陰イオンの混入を防止する機能を有する。
【００１２】
また、硫化銅鉱に加える過塩素酸および塩酸はできるだけ高濃度であることが好ましく、過塩素酸および塩酸の濃度が高い程その使用液量も少量ですむ。本発明の場合、２モル／ｄｍ ３ 以上、好ましくは４モル／ｄｍ ３ 以上の濃度の過塩素酸の使用が好ましい。また、塩酸濃度は２モル／ｄｍ ３ 以上、好ましくは４モル／ｄｍ ３ 以上の濃度が好ましい。
【００１３】
銅鉱石の焙焼温度は、１１０℃から１５０℃である。また、この焙焼は、過塩素酸および塩酸の蒸発による損出を防ぐ装置であればよいが、密閉系で行うのが好ましい。焙焼時間は、通常、１〜６時間、好ましくは２〜４時間である。このような加熱処理により、銅鉱石の硫黄は酸化剤により酸化されて単体硫黄とて固定され、銅及び金は水に可溶性の化合物となる。
【００１４】
次に、本発明では、焙焼生成物中の銅と金を、不溶性残渣と銅と金を含む水溶液（銅抽出液）とに分離する。この場合、焙焼生成物の固液濃度が高い場合には水を加えて分離を行う。銅及び／又は金抽出液からの銅及び／又は金の回収は、従来公知の溶媒抽出法や電解採取法等により実施することができる。また、残渣中に固定された硫黄は二硫化炭素、ベンゼン、四塩化炭素、ヘキサン等の溶媒で抽出する公知な方法により単体硫黄として分離回収することができる。
【００１５】
【実施例】
次に本発明を実施例によりさらに詳細に説明する。
【００１６】
実施例１
銅３６．４％を含む銅精鉱をパルプ濃度２５０ｇ／ｄｍ３で、４．６モル／ｄｍ３の過塩素酸と４モル／ｄｍ３の塩酸を含む混合溶液により１３０℃に保持した恒温器に入れて焙焼し、冷却後、水を加えて固液分離したときの焙焼時間と銅の抽出率の関係を表１に示す。焙焼時間２時間で、銅の抽出率は９９．６％となった。
【００１７】
【表１】
【００１８】
実施例２
焙焼時間４時間で、焙焼温度を種々変えた以外は実施例１と同様にして実験を行った。その結果を表２に示す。焙焼温度１３０℃での銅の抽出率は９９．９％となった。
【００１９】
【表２】
【００２０】
実施例３
焙焼温度１２０℃、焙焼時間４時間で、塩酸濃度を種々変えた以外は実施例１と同様にして実験を行った。その結果を表３に示す。塩酸濃度３モル／ｄｍ３での銅の抽出率は９９．９％であった。
【００２１】
【表３】
【００２２】
実施例４
焙焼温度１２０℃、焙焼時間４時間で、過塩素酸濃度を種々変えた以外は実施例１と同様にして実験を行った。その結果を表４に示す。塩酸溶液のみの焙焼では銅の抽出率は３７．８％であったが、過塩素酸濃度３．１モル／ｄｍ３での銅の抽出率は９９．９％であった。
【００２３】
【表４】
【００２４】
実施例５
パルプ濃度２８０ｇ／ｄｍ３で４．６モル／ｄｍ３の過塩素酸と４モル／ｄｍ３の塩酸を含む混合溶液により１２０℃、４時間焙焼したときの銅の抽出率は９９．９％であった。
【００２５】
【表５】
【００２６】
実施例６
銅を４．２９％含む一次硫化銅鉱および銅を２９．４％、３７．９％、４２．４％含む銅精鉱をそれぞれパルプ濃度２５０ｇ／ｄｍ３で４．６モル／ｄｍ３の過塩素酸と４モル／ｄｍ３の塩酸を含む混合溶液により１２５℃、４時間焙焼したときの銅および金の抽出率はいずれも９９％以上であった。
【００２７】
【発明の効果】
本発明による過塩素酸と塩酸を含む溶媒で焙焼して、水抽出により硫化銅鉱から銅及び／又は金を抽出する方法は、高品位の銅鉱石たとえばパルプ濃度２８０ｇ／ｄｍ３で鉱石中の銅及び／金を９９％以上を抽出することができ、無機酸のみを使用する湿式法に比べて硫化銅鉱から銅及び金を低コストで生産することが可能となる。また、鉱石中の硫黄は単体硫黄として浸出残渣中に固定されるため、亜硫酸ガス等の発生がなく、それらの有害ガスの処理コストを低減することができる。
【発明の属する技術分野】
本発明は、硫化銅鉱などの銅鉱石からそれに含まれる銅や金を分離する方法に関する。
【０００２】
【従来の技術】
銅や金を含む銅鉱石たとえば硫化銅鉱から銅を生産する方法としては、硫化銅鉱石を選鉱して硫化銅精鉱とし、銅精鉱を乾式法により還元して粗銅とする方法が工業的に実施されている。しかし、この乾式法はエネルギ−コストが高く、亜硫酸ガス（二酸化硫黄）が発生するため脱硫装置が必要であり、また、銅の品位が高い人工の銅精鉱以外には適用することはできない。
【０００３】
一方、銅精鉱から銅を抽出する方法については、濃厚食塩溶液に塩化第二銅を添加して浸出する方法および塩化第二鉄溶液による浸出法が提案されている。しかし、前者は電解と組み合わせる工程が必要であり、後者は多量の第２鉄イオンを使用するため銅と鉄の分離等に問題点が多い。
また、銅鉱石から湿式法により金を回収する方法も知られているが、従来法では金がほとんど浸出できず、このため銅の浸出残渣から青化法により金を回収する方法も提案されているが、銅の浸出および経済性に問題があり、銅と同時に金を効率よく回収する方法が強く要請されていた。
【０００４】
本発明者はこのような問題点を解決するため、先に黄銅鉱を主体とした一次硫化銅鉱を塩酸で焙焼して水浸出する方法（特許第３０４６９８６号）を提案した。
【０００５】
【発明が解決しようとする課題】
本発明は、前記特許第３０４６９８６号の特許発明を更に発展飛翔させたもので、硫化銅精鉱などの高品位の銅鉱石からそれに含まれる銅及び／又は金を効率よく、かつ経済的に抽出分離する方法を提供することを目的としたものである。
【０００６】
【問題を解決するための手段】
本発明者は、前記課題を解決すべく鋭意研究を重ねてきた結果、硫化銅精鉱は常温では過塩素酸とはほとんど反応しないが、これを含む塩酸溶液で加熱処理すると、硫化銅精鉱中の硫黄は単体硫黄に容易に酸化され、銅や金が効率よく抽出されることを見いだし、本発明を完成するに至った。
【０００７】
すなわち、この出願によれば、以下の発明が提供される。
（１）銅鉱石を、過塩素酸と塩酸を含む溶媒の存在下、１１０〜１５０℃の温度で焙焼し、ついで水を加えることにより、該銅鉱石に含まれる銅及び／又は金を水中に溶解させることを特徴とする銅鉱石からそれに含まれる銅及び／又は金を分離する方法。
【０００８】
【発明の実態の形態】
本発明における被処理原料としては、銅を含む各種の銅鉱石が用いられる。これらの銅鉱石には硫化鉱、酸化鉱や炭酸塩鉱が包含される。
本発明で好ましく使用される銅鉱石は硫化銅鉱であるが、酸化銅、炭酸銅、水酸化銅等が含まれていても差し支えない。硫化銅鉱は鉱石の産地、種類により組成等は異なるが、黄銅鉱（ＣｕＦｅＳ２）、輝銅鉱（ＣｕＳ２）、コベリン（ＣｕＳ）、斑銅鉱（Ｃｕ５ＦｅＳ４）等が含まれる全ての銅鉱石および銅精鉱に適用することができる。
銅鉱石の形状に特に制限はないが粉末状が有効であり、その粒径は細かければ細かい程良く、１５０μｍ以下、好ましくは７０μｍ以下が好ましい。
【０００９】
本発明により銅鉱石好ましくは硫化銅鉱から銅や金を分離するには、先ず、硫化銅鉱に過塩素酸と塩酸を含む溶媒を加える。
【００１０】
本発明においては、銅や金を効率よく浸出させるために過塩素酸と無機酸を併用することが必要である。
過塩素酸の作用は現時点では定かではないが、浸出により生成する、硫黄化合物たとえば、単体硫黄、チオ硫酸、チオン酸、亜硫酸、硫酸などに酸化し、固定化する機能を担うものと推定される。過塩素酸は、浸出残渣中の硫黄化合物を酸化し、後処理の容易な単体硫黄として効率よく固定できる。
【００１１】
塩酸は、硫化銅鉱との反応性が高く、かつ抽出液中にクロライド以外の陰イオンの混入を防止する機能を有する。
【００１２】
また、硫化銅鉱に加える過塩素酸および塩酸はできるだけ高濃度であることが好ましく、過塩素酸および塩酸の濃度が高い程その使用液量も少量ですむ。本発明の場合、２モル／ｄｍ ３ 以上、好ましくは４モル／ｄｍ ３ 以上の濃度の過塩素酸の使用が好ましい。また、塩酸濃度は２モル／ｄｍ ３ 以上、好ましくは４モル／ｄｍ ３ 以上の濃度が好ましい。
【００１３】
銅鉱石の焙焼温度は、１１０℃から１５０℃である。また、この焙焼は、過塩素酸および塩酸の蒸発による損出を防ぐ装置であればよいが、密閉系で行うのが好ましい。焙焼時間は、通常、１〜６時間、好ましくは２〜４時間である。このような加熱処理により、銅鉱石の硫黄は酸化剤により酸化されて単体硫黄とて固定され、銅及び金は水に可溶性の化合物となる。
【００１４】
次に、本発明では、焙焼生成物中の銅と金を、不溶性残渣と銅と金を含む水溶液（銅抽出液）とに分離する。この場合、焙焼生成物の固液濃度が高い場合には水を加えて分離を行う。銅及び／又は金抽出液からの銅及び／又は金の回収は、従来公知の溶媒抽出法や電解採取法等により実施することができる。また、残渣中に固定された硫黄は二硫化炭素、ベンゼン、四塩化炭素、ヘキサン等の溶媒で抽出する公知な方法により単体硫黄として分離回収することができる。
【００１５】
【実施例】
次に本発明を実施例によりさらに詳細に説明する。
【００１６】
実施例１
銅３６．４％を含む銅精鉱をパルプ濃度２５０ｇ／ｄｍ３で、４．６モル／ｄｍ３の過塩素酸と４モル／ｄｍ３の塩酸を含む混合溶液により１３０℃に保持した恒温器に入れて焙焼し、冷却後、水を加えて固液分離したときの焙焼時間と銅の抽出率の関係を表１に示す。焙焼時間２時間で、銅の抽出率は９９．６％となった。
【００１７】
【表１】
実施例２
焙焼時間４時間で、焙焼温度を種々変えた以外は実施例１と同様にして実験を行った。その結果を表２に示す。焙焼温度１３０℃での銅の抽出率は９９．９％となった。
【００１９】
【表２】
実施例３
焙焼温度１２０℃、焙焼時間４時間で、塩酸濃度を種々変えた以外は実施例１と同様にして実験を行った。その結果を表３に示す。塩酸濃度３モル／ｄｍ３での銅の抽出率は９９．９％であった。
【００２１】
【表３】
実施例４
焙焼温度１２０℃、焙焼時間４時間で、過塩素酸濃度を種々変えた以外は実施例１と同様にして実験を行った。その結果を表４に示す。塩酸溶液のみの焙焼では銅の抽出率は３７．８％であったが、過塩素酸濃度３．１モル／ｄｍ３での銅の抽出率は９９．９％であった。
【００２３】
【表４】
実施例５
パルプ濃度２８０ｇ／ｄｍ３で４．６モル／ｄｍ３の過塩素酸と４モル／ｄｍ３の塩酸を含む混合溶液により１２０℃、４時間焙焼したときの銅の抽出率は９９．９％であった。
【００２５】
【表５】
実施例６
銅を４．２９％含む一次硫化銅鉱および銅を２９．４％、３７．９％、４２．４％含む銅精鉱をそれぞれパルプ濃度２５０ｇ／ｄｍ３で４．６モル／ｄｍ３の過塩素酸と４モル／ｄｍ３の塩酸を含む混合溶液により１２５℃、４時間焙焼したときの銅および金の抽出率はいずれも９９％以上であった。
【００２７】
【発明の効果】
本発明による過塩素酸と塩酸を含む溶媒で焙焼して、水抽出により硫化銅鉱から銅及び／又は金を抽出する方法は、高品位の銅鉱石たとえばパルプ濃度２８０ｇ／ｄｍ３で鉱石中の銅及び／金を９９％以上を抽出することができ、無機酸のみを使用する湿式法に比べて硫化銅鉱から銅及び金を低コストで生産することが可能となる。また、鉱石中の硫黄は単体硫黄として浸出残渣中に固定されるため、亜硫酸ガス等の発生がなく、それらの有害ガスの処理コストを低減することができる。
Claims (1)
- 銅鉱石を、過塩素酸と塩酸を含む溶媒の存在下、１１０〜１５０℃の温度で焙焼し、ついで水を加えることにより、該銅鉱石に含まれる銅及び／又は金を水中に溶解させることを特徴とする銅鉱石からそれに含まれる銅及び／又は金を分離する方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2001234637A JP3665817B2 (ja) | 2001-08-02 | 2001-08-02 | 銅鉱石からそれに含まれる有価金属を分離する方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2001234637A JP3665817B2 (ja) | 2001-08-02 | 2001-08-02 | 銅鉱石からそれに含まれる有価金属を分離する方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JP2003041325A JP2003041325A (ja) | 2003-02-13 |
| JP3665817B2 true JP3665817B2 (ja) | 2005-06-29 |
Family
ID=19066209
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2001234637A Expired - Lifetime JP3665817B2 (ja) | 2001-08-02 | 2001-08-02 | 銅鉱石からそれに含まれる有価金属を分離する方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP3665817B2 (ja) |
Families Citing this family (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AR058245A1 (es) * | 2005-11-28 | 2008-01-23 | Anglo Operations Ltd | Proceso de lixiviacion en presencia de acido clorhidrico para la recuperacion de un metal valioso a partir de una mena |
| CN103805787B (zh) * | 2014-01-26 | 2016-04-13 | 招金矿业股份有限公司 | 一种从硫精矿烧渣中回收有价金属的方法 |
| CN104164572A (zh) * | 2014-08-25 | 2014-11-26 | 北京矿冶研究总院 | 尾渣中有价金属的回收方法 |
| CN104561528A (zh) * | 2015-01-22 | 2015-04-29 | 烟台晨昊锌业有限公司 | 氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素及尾渣无害化处理的工艺 |
-
2001
- 2001-08-02 JP JP2001234637A patent/JP3665817B2/ja not_active Expired - Lifetime
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP2003041325A (ja) | 2003-02-13 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US8323377B2 (en) | Recovery of metals from oxidised metalliferous materials | |
| JP4205942B2 (ja) | 高温加圧浸出、溶媒抽出および電解抽出を使用して鉱石鉱物硫化物から銅を回収するための方法 | |
| JP4085908B2 (ja) | 湿式銅精錬プロセスの浸出残渣に含有される貴金属の濃縮方法 | |
| EA014105B1 (ru) | Переработка никельсульфидной руды или концентратов при помощи хлорида натрия | |
| JPS5964722A (ja) | 銅含有硫化物から湿式冶金法により金属を回収する方法 | |
| EP0248518B1 (en) | Separation of nickel from copper in autoclave | |
| JP5439997B2 (ja) | 含銅鉄物からの銅回収方法 | |
| JP2008266774A (ja) | 亜鉛の回収方法 | |
| WO1998014623A1 (en) | Hydrometallurgical extraction of copper, zinc and cobalt from ores containing manganese dioxide | |
| JPS5952218B2 (ja) | 銅電解スライムよりの金の回収法 | |
| US4423011A (en) | Selective recovery of base metals and precious metals from ores | |
| ZA200501592B (en) | Method for the recovery of metals using chloride leaching and extraction | |
| JP2004516383A (ja) | 銅精鉱のリーチング方法 | |
| US10662502B2 (en) | Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching | |
| JP2008115429A (ja) | 湿式銅製錬法における銀の回収方法 | |
| CA1110076A (en) | Metal leaching from concentrates using nitrogen dioxide in acids | |
| JP3665817B2 (ja) | 銅鉱石からそれに含まれる有価金属を分離する方法 | |
| JP2008208441A (ja) | 塩化物水溶液の溶媒抽出方法 | |
| JP3948342B2 (ja) | 銅鉱石からの銅回収方法 | |
| JP3069520B2 (ja) | ヒ素硫化物含有製錬中間物からのヒ素の分離方法 | |
| GB1407520A (en) | Electrolytic hydrometallurgical process to recover copper from sulphide ore concentrates | |
| JP2005526909A (ja) | 塩化物で補助された金属の湿式冶金的抽出 | |
| JP4506660B2 (ja) | 湿式銅製錬法における銀の回収方法 | |
| JP2005232594A (ja) | 塩化第２銅イオンの還元方法 | |
| KR101763549B1 (ko) | 출발 물질들로부터 비소를 분리하는 방법 및 장치 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20041101 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20041109 |
|
| A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20050104 |
|
| TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
| A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20050308 |
|
| R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 3665817 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
| S533 | Written request for registration of change of name |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R313533 |
|
| R350 | Written notification of registration of transfer |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R350 |
|
| EXPY | Cancellation because of completion of term |