JP4427686B2 - 亜鉛の分離及び回収の為の塩化物溶融方法 - Google Patents

亜鉛の分離及び回収の為の塩化物溶融方法 Download PDF

Info

Publication number
JP4427686B2
JP4427686B2 JP2003534635A JP2003534635A JP4427686B2 JP 4427686 B2 JP4427686 B2 JP 4427686B2 JP 2003534635 A JP2003534635 A JP 2003534635A JP 2003534635 A JP2003534635 A JP 2003534635A JP 4427686 B2 JP4427686 B2 JP 4427686B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
zncl
melt
chloride
metal
iron
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 - Fee Related
Application number
JP2003534635A
Other languages
English (en)
Other versions
JP2005504889A (ja
Inventor
バンデンハウテ,ジョリス
ロベルト,エリック
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Umicore NV SA
Original Assignee
Umicore NV SA
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Umicore NV SA filed Critical Umicore NV SA
Publication of JP2005504889A publication Critical patent/JP2005504889A/ja
Application granted granted Critical
Publication of JP4427686B2 publication Critical patent/JP4427686B2/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Fee Related legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C3/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts
    • C25C3/34Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts of metals not provided for in groups C25C3/02 - C25C3/32
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C01INORGANIC CHEMISTRY
    • C01GCOMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G9/00Compounds of zinc
    • C01G9/04Halides
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02Roasting processes
    • C22B1/08Chloridising roasting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/04Obtaining zinc by distilling
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Description

本発明にしたがうと、亜鉛含有材料からの、金属、とりわけ亜鉛の分離及び回収の為の方法が提供される。さらに特異的には、本発明の方法は、供給原料中の金属の金属塩化物への転換及び引き続く亜鉛及び所望により他の金属の回収に関する。
亜鉛製造の最近の方法の殆どが酸化原料を要する。最近、亜鉛製造の最も広く使用される方法は、1997年の世界総製造の80%に相当する硫酸塩法である。その方法は、焙焼、抽出、リカー(liquor)精製、電着、融解及び鋳造の段階からなる。最も多くの天然原料は亜鉛ブレンド(ZnS)であり、それは第一段階としてZnOに焙焼されなければならない。もちろん、他の産業から再循環される酸化亜鉛が焙焼なしに直接に使用され得る。
亜鉛電着は、電解質中の極端に低レベルの不純物によってたやすく妨害され;電解質リカーはそれゆえ厳密に精製されなければならない。このことは、供給原料中に存在する亜鉛以外のすべての元素の濃度を徹底的に低下させなければならないことを意味する。例えば、以下の制限が一般的に適用され:5ppm以下のFe、0.1ppm以下のCu、0.2ppm以下のCo、0.01ppm以下のAs、0.005ppm以下のGe等である。結果として、リカー精製段階はかなり複雑となり、多くの異なった工程段階を含み、及び多くの異なった種の残留物を生成する。これら残留物の幾つかは、それらが含む金属を維持する為にさらなる処理を必要とする。鉄ミョウバン石又は針鉄鉱の形態にある多量の鉄残留物の中の他の残留物は、強い環境圧力の下にある作業である、ポンド(pond)中で処理されなければならない。
硫酸塩法のもう一つの困難性は、亜鉛の及びまた銅及びカドミウムのような他の貴重な不純物の最大回収率を達成する為に、抽出段階は長く及び複雑で、異なった酸性度及び温度での連続抽出操作を含むことである。
20世紀初頭において、Swinburne及びAshcroftは、英国特許第14,278号公報明細書中で、硫化物原料からの亜鉛の製造の為の完全に異なった方法を提案した。この方法は、‘溶融塩化物電気分解を伴う塩素精錬(chlorine smelting with fused chloride electrolysis)’として知られる。該方法は:
硫化物鉱石又は濃縮された供給原料中に存在するすべての金属を、塩素と反応させることにより塩化物に転換し、及び同時に元素状態の硫黄を製造すること;
亜鉛金属を用いたセメンテーションによりZnCl2以外のすべての塩化物を除去すること;及び
純度の高い亜鉛を製造し及び塩素を回収する為に溶融塩化亜鉛を電気分解すること
からなる。
基本的に、‘湿式’態様と呼ばれるAshcroftの方法の第一の態様において、塩素化反応は、塩素化反応の間には塩化物へとたやすくは転換されない不溶性酸化物及び脈石を含む塩化溶融物を生成する。溶融物全体がその後、不溶性の分画を分離する為に水中に溶解され、そして精製される。鉄及びマンガンは水溶液中で酸化亜鉛及び塩素の添加により除去される。他の金属はPb及び/又はZn金属の添加によりセメンテーションされる。精製された塩化亜鉛溶液はその後、再び煮沸され、そして実際の亜鉛の電気分解の前に、粗製の消耗品である炭素アノードを用いた予備的な電気分解が塩化亜鉛の最終的な脱
水をもたらす。
該方法の変形は、事前に水中に溶解させることなしに、亜鉛を用いたすべての金属のセメンテーションからなり、そして‘乾式’態様と呼ばれる。塩化亜鉛もまた、十分に低い酸化物及び水分含量を確実にする為に予備電気分解される。その後、溶融亜鉛を製造する為に実際の電気分解が上記のように実施される。
Ashcroftの方法は非常に興味深いものであるが、幾つかの欠点を被る。第一に、多くの亜鉛金属は、乾式態様又は湿式態様であろうと、セメンテーション段階において消費される。また、溶融された塩化亜鉛は電気分解の為に非常に高い純度でなければならない為、他の元素全体がフローから除去されなければならならず、このことは維持することが困難な非選択的な生産量を意味する。最終的に、特に湿式態様においては、水分を蒸発させる為に多量のエネルギーが要求され、そして消耗品のアノードを用いた予備電気分解が溶融物を完全に乾燥させる為に必要とされる。これら操作は経済的に興味あるものではない。
英国特許第14,278号公報明細書
上述の方法の欠点を克服することが本発明の目的である。我々の主要な目標は、残留物をより良く制御することである。このことは、処理されるべき残留物の生成を可能な限り多く回避する為に、及び分離された副生成物の為の良好な市場性のある出口の製造を奨励する為に、供給原料中に存在する異なった元素の明確な、一工程の分離が要求されることを意味する。もう一つの目的は、供給原料に高い融通性を与えること、すなわち、種々の亜鉛含有原料を別々に又は一緒に使用可能とすることである。硫酸塩法を越えるもう一つの利点は、電気分解が、直接に鋳造され得る溶融亜鉛を生成することであり、これは亜鉛カソードの溶融を回避する。さらにもう一つの利点は、工程の全体的な低エネルギー消費である。このことはまた、経済的な興味の他に、より少ないエネルギーは、温室効果を生じるガスのより少ない発生を意味する為に、環境的な見地から重要である。
本発明にしたがうと、亜鉛含有原料からの金属、とりわけ亜鉛の分離及び回収の為の方法が提供される。
Zn含有原料からのZnCl2 の製造方法は、Zn含有原料を、Cl2 のような塩素化剤と反応させて金属を塩化物に転換し、及び反応生成物の揮発性成分を、前記反応生成物の融点ないしZnCl2 の沸点の温度にて揮発させ、それによりZnに豊富な塩素化溶融物を回収する段階、並びにその後に前記Znに豊富な塩素化溶融物からZnCl2 を蒸留し、それにより精製されたZnCl2 及びZnに乏しい塩素化溶融物を回収する段階からなる。
本方法に対して、溶融物中に存在する金属不純物を不溶性酸化物に転換するさらなる段階が加えられ得る。この転換は、Znに豊富な塩素化溶融物を回収した後及びZnCl2 を蒸留する前において、該溶融物にPbO、CaO、CaCO 3 、又はZnOを添加する
ことにより達成される。転換の間に、Cl2 のような酸化剤が溶融物に添加され得る。転換後に得られた不溶性酸化物は、ZnCl2 を蒸留する段階後に溶融物から分離され得る。
Zn含有原料を塩素化剤と反応させる段階において、Zn含有原料中に存在するすべてのFeをFeCl2 に転換する為に、この塩素化剤の添加は計算され得る。さらなる段階がその後、前述のような転換段階を含む方法に加えられ、それによりFeは、Znに豊富な塩素化溶融物を回収した後及び転換する前において、400ないし730℃の温度にて、Cl2 のような酸化塩素化剤を溶融物に添加することにより塩化鉄(III)として揮発される。本工程段階で得られた塩化鉄(III)は例えば、液体還流キャリヤーを用いた精留により精製され得る。ZnCl2 を蒸留する段階からの精製されたZnCl2 は、塩化鉄(III)を精留する段階における、液体還流キャリヤーとして供給され得る。
前述した方法におけるZnCl2 を蒸留する段階は
nCl2 及びZnCl 2 より低揮発性の金属塩化物を揮発させ、それによりZnに乏しい塩素化溶融物及びZnCl2 に豊富なガス相を得る段階;及び
前記ZnCl2 に豊富なガス相を精留し、それにより、精製されたZnCl2 及びZnCl2 よりも低揮発性の金属塩化物を得る段階
からなる。
Znに豊富なガス相を精留する段階からの精製されたZnCl2 及びZnCl2 よりも低揮発性の金属塩化物のどちらか一方又は双方が、塩化鉄(III)を精留する段階における液体還流キャリヤーとして供給され得る。
前述の方法のいずれに対しても、精製されたZnCl2を乾式電気分解させる段階が、金属Zn及びCl2の製造の為に添加され得る。好ましくは、Cl2はその後、塩素化剤として、電気分解段階からのZn含有原料を塩素化剤と反応させる段階に再循環される。乾式電気分解から再循環されたCl2はまた、上述したように、不溶性酸化物への金属不純物の転換において酸化剤として使用され得る。乾式電気分解段階からのCl2は、さらに、前述のように、塩化鉄(III)としてFeを揮発させる段階に対する、酸化塩素化剤として再循環され得る。
好ましくは、Znに乏しい塩素化溶融物中に存在する価値ある金属が分離され、そして、本発明の第一態様におけるZn含有原料を塩素化剤と反応させる段階での溶媒としての使用の為に再循環され得る、金属に乏しい塩素化溶融物が得られる。
図1は、Zn含有原料を塩素化剤と反応させる段階(100)、ZnCl2を蒸留する段階(101)、ZnCl2を電気分解する段階(105)及び価値ある金属を分離する段階(106)からなる本方法の第一の態様のフローシートの概略を提供する。
図2は、Zn含有原料を塩素化剤と反応させる段階(100)、塩化物を酸化物に転換する段階(102)、ZnCl2を蒸留する段階(101)、ZnCl2を電気分解する段階(105)及び酸化物と価値ある金属を分離する段階(106)からなる第二の態様のフローシートの概略を提供する。
図3は、Zn含有原料を塩素化剤と反応させる段階(100)、塩化鉄(III)としてFeを揮発させる段階(103)、塩化鉄(III)を精製する段階(104)、塩化物を酸化物に転換する段階(102)、ZnCl2を蒸留する段階(101)、ZnCl2を電気分解する段階(105)及び酸化物と価値ある金属を分離する段階(106)からなる第三の態様のフローシートの概略を提供する。
図4は、ZnCl2に豊富な相を揮発させる段階(101’)及びZnCl2に豊富な相を精留する段階(101”)からなる、塩化亜鉛の蒸留の概略を提供する。
本発明の方法は、Zn含有原料中の金属を塩化物に転換する。塩化物として、それらはその後の加工段階において回収され得る。特に塩化亜鉛は、99.95重量%又はそれ以上の純度を有する特別に高グレードの品質の金属亜鉛を回収する為に、揮発により他の塩化物から分離され、精留(分別蒸留)により精製され、及び所望により乾式電気分解される。
本発明の方法に供給され得る原料の種類は例えば、金属が硫酸化物、酸化物、炭酸化物、鉄酸化物又はケイ酸塩状態で発見されるものである。
本方法の第一の態様は図1に示される。典型的に流動粉体の形態にある、本方法に対する供給原料(1)は、Cl2、S2Cl2又はHClのようなような塩素化剤(2)と接触される(100)。O2は、特にHClが硫酸塩原料を塩素化する為に使用される場合において、反応を促進する為に添加され得る。原料と塩素化剤の間の接触は低温で行われ得るが、好ましくは400℃以上の温度で行われ、供給原料は、以下に説明するように、再循環された溶融塩溶媒中に懸濁されている。供給原料と塩素化剤を接触させることにより、供給原料中に存在する金属塩は実質的に塩化物に転換され、未反応の脈石及びおそらくいくらかの非反応性酸化物のみを残留する。形成される金属塩化物は、供給原料の性質により、Zn、Fe、Cu、Pb、Ca、Ag、Mn、Mg、Na、K、Ba、Co、Ni、Cd、Ga、In、Snの塩化物を含有し得る。
第一段階が低温で行われる場合、反応生成物はその後、その融点以上まで加熱される。溶融塩の混合物はこうして得られる。塩素化反応が発熱反応である為に、供給するエネルギーは通常は低い。
最も揮発性の反応生成物はその後、好ましくは500ないし730℃の間の温度で、又はより好ましくは550ないし650℃の間で蒸発され、そして塩素化段階の反応蒸気(19)として除去される。これら揮発性成分は、Ta、Hg、Ga、In、Ge、Sn、As及びSbのような金属の塩化物を含む。供給原料が硫化物を含む場合、無酸素において、硫黄元素が形成されそして反応蒸気(19)と共に除去される。酸素がガスとして又は酸化物中において存在する場合、SO2が形成され、そしてまた反応蒸気(19)を用いて排気される。塩素化反応が十分に高温で行われる場合、硫黄及び他の揮発性化合物の蒸発は、塩素化それ自体の間にすでに行われる。
生じたZnに豊富な塩素化溶融物(3)はその後、例えば分別蒸留によりZnCl2を他の塩化物から分離する(101)為に蒸発させるため、好ましくは溶融物の沸点まで加熱される。精製されたZnCl2(4)及びZnに乏しい溶融物(5)の2つの分画がこうして生成される。ZnCl2は溶融物の融点を低く、典型的には400℃以下に保持することを助ける為に、特に前記Znに乏しい溶融物が塩素化反応の為の溶媒として再循環されるべきである場合、Znに豊富な塩素化溶融物からのZnCl2のすべてを除去することは必要でも望ましくもない。
精製された、液体ZnCl2はその後、電気分解セルに供給され得る(105)。このセルは、例えば黒鉛からなる電極を有する単極性又は二極性であり得る。溶融ZnCl2は導電性に乏しい為に、セル中の溶融物は好ましくは、Na+、K+又はLi+、或いはそれらの混合物のような、Zn2+よりもより負の酸化還元電位を有する金属の塩化物を含むべきである。典型的な浴組成物は、40モル%のZnCl2、30モル%のKCl及び30モル%のNaClからなる。電気分解は、ねじ立て(tapping)に直接に鋳造され得る液体Zn(15)を生成する為に、使用される塩混合物の融点より高い温度にて、及び好ましくはZnの融点(420℃)以上にて行われる。温度は、ZnCl2の過剰な発煙を避ける為に好ましくは600℃以下に保持される。
カソード反応は:
Zn2++2e-=Zn0であり;
アノード反応は
2Cl-=Cl2+2e-である。
アノードで発生する塩素ガス(16)は、塩素化剤(2)として本方法の第一段階(100)に再循環され得る。
電気分解段階は例えば、‘Electrowinning Zinc from Zinc Chloride in Monopolar and Bipolar Fused−Salt Cells’,Report of Investigation 8534,1981−Bureu of Mines;S.D.Hill他,において詳細に見ることができる。
Znに乏しい溶融物(5)は、分離する段階(106)においてさらに加工され得る。第一段階において、塩素化段階(100)の間に塩化物にたやすく転換しない不溶性酸化物及び脈石は、沈降により(8)分離され得る。
価値ある金属(17)は例えば、鉛又は亜鉛を用いたセメンテーションにより分離され得る。これら価値ある金属は、供給原料の性質にしたがって、例えばCu、Ag、Au及びPt族金属を含み得る。
生じた金属に乏しい溶融物(18)は、反応の為の溶媒としての役割を果す為に、塩素化段階(100)に再循環され得る。供給原料はこの溶媒中に懸濁液として分散され、そして塩素化剤は浴を通して発泡される。
本発明の第一の態様は、供給原料中のFe量が非常に低い場合に選択される。実際に、Feが存在する場合、それは塩素化され:供給原料中のFe(III)は塩化鉄(III)となり、及びFe(II)はFeCl2となる。塩化鉄(III)それ自体は塩素化剤であり、供給原料と反応し得、そしてFeCl2を形成する。この態様においては、他に鉄の重大なパージがない為に、過剰の塩素化剤が、塩化鉄(III)を形成させる為に添加されなければならない。この塩化鉄(III)は比較的に揮発性であり、そして反応蒸気(19)中の他の揮発性成分と共に部分的に除去されるであろう。しかしながら、幾らかの塩化鉄が蒸留段階(101)を通過され、そしてその後FeCl2と一緒に蒸発され、それにより精製されたFeCl2(4)を汚染するであろう。供給原料中のFe量が十分に低い場合、これは許容され得る。そうでなければ、次に述べるように、その後本方法の第二態様が解決法を与える。
本方法の第二の態様は、図2に示される。供給原料(1)は、上述したように、塩素化段階(100)において塩素化剤(2)と接触され、そして操作はZnに豊富な塩素化溶融物(3)が得られるまで行われる。前記塩素化段階(100)の間、実質的に塩化鉄(III)が形成されないような方法で塩素化剤(2)の添加が制御されることが好ましい。これは、茶色煙が現れるとすぐに塩素化剤の添加を停止することにより為され得る。塩素化剤の必要量はまた、反応の化学量論及び塩素化される亜鉛含有原料の量に基づいて計算され得る。
そして転換する段階(102)において、PbO、CaO、CaCO3 、又は好ましくはZnOが溶融物に添加される。添加された酸化物はFe(III)、Mg及びNi(供給原料中に存在する場合)の酸化物を実質的にすべて、及び部分的にFe(II)、Mn(II)及びCo(II)の酸化物を沈殿させ得る。続いて、好ましくは同時に、塩素ガスのような酸化剤(7)の少量が溶融物に添加され、それによりFe(II)、Mn及びCoが、それらの酸化物の大部分の沈殿を可能にする状態まで酸化されるであろう。しかしながら、多すぎる酸化剤を添加することは酸化物を再溶解させるかもしれない。
この転換後、生じた溶融物(3”)は、例えば分別蒸留により他の塩化物からZnCl2を分離する(101)為に蒸発させる為、好ましくはその沸点まで加熱される。精製さ
れたZnCl2(4)及びZnに乏しい溶融物(5)の2つの分画が、第一の態様において述べたように得られる。精製されたZnCl2(4)はその後、電気分解セルに供給され得(105)、そこで上述したように加工される。
アノードにおいては塩素ガスが発生する(16)。このガスは塩素化剤(2)として、本方法の第一段階(100)に再循環され得るが、酸化剤(7)としてもまた転換する段階(102)に再循環され得る。
Znに乏しい溶融物(5)は、分離する段階(106)においてさらに加工され得る。第一局面において、転換する段階(102)において形成されたFe、Mg、Mn、Ni及びCoの酸化物は、例えば、塩素化段階(100)の間に塩化物にたやすく転換しなかった不溶性脈石と一緒に沈降により(8)分離され得る。
その後価値ある金属(17)が分離され得る。これら価値ある金属は、供給原料の性質にしたがって、例えばCu、Ag、Au及びPt族金属を含み得る。生じた金属に乏しい溶融物(18)は、上述したように塩素化段階(100)に再循環され得る。
この態様において、塩素化(100)後の溶融物中に存在するFeの幾らか又はすべてが、転換(102)の間に酸化物としてブロックされ、そして精製されたZnCl2(4)を汚染しない。しかしながら、この方法は、塩素化段階(100)からのフロー(3)中のFe量が低い、特に2重量%よりも低い場合においてのみ実践的である。実際に、その量が高い場合、過剰の酸化物が添加された場合においてさえ、転換する段階(102)後のフローに幾らかの鉄がまだ存在し、そして精製されたZnCl2(4)を汚染するかもしれない。その場合、以下に述べるように第三の態様がこの問題に対する解決法を与える。
本方法の第三の態様は図3に示される。ここで、Feは、好ましくは、塩素化段階(100)及び反応蒸気(19)の除去後に行われる鉄の揮発段階(103)において除去される。それゆえ、前記塩素化段階(100)の間、塩素化剤(2)の添加は、上述したように、実質的に塩化鉄(III)が形成されないような方法で制御される。鉄の揮発段階(103)において、Feは、塩素のような酸化塩素化剤(10)の溶融物への注入により除去される。形成された塩化鉄(III)は、400ないし730℃、好ましくは600ないし700℃の間の温度にて揮発される(9)。この除去は100%に到達し得ないが、第二の態様において説明したように、その目的は、続く転換する段階(102)において酸化物の添加によりブロックされ得るレベルまでFe濃度を低下させることである。
揮発された塩化鉄(III)は幾らかのZnCl2を含んでいる。この混合物は、塩化亜鉛を選択的に濃縮することにより、例えば純度の高い塩化鉄(III)(11)を生成する為の精留カラムを使用することにより、精製され得る(104)。良好な分離は、液相及びガス相の間の接触を包含する。塩化鉄(III)の溶融状態の為の温度範囲は非常に制限される為に、この蒸留は、液体還流キャリヤー(12)を用いた場合に効率的に実施される。このキャリヤーは好ましくは、以下に説明するようなフローシートからの再循環の流れであるか、又はその蒸気圧が実行温度において低い塩化物、例えばNaClである。液体還流キャリヤーに豊富な精留カラムの底部からの還流フロー(20)は、塩素化段階(100)に又は転換する段階(102)に再循環され得る。
鉄の揮発段階(103)から出た鉄に乏しい溶融物(3’)はその後、第二態様のように、転換する段階(102)を受ける。ここで、Fe(III)としてすでに存在する鉄は、PbO、CaO、CaCO3 、又は好ましくはZnOの添加の際にFe2 3 として直接に沈殿する。Mg及びNiの酸化物がまた実質的に沈殿され、そして部分的にMn、及びCoの酸化物が沈殿する。塩素ガスのような酸化剤(7)の少量が、Mn及びCoを、それらの酸化物の大部分の沈殿を可能にする状態まで酸化する為に、溶融物に添加され得る。
この段階後、生じた転換されたFe欠乏溶融物(3”)は、例えば分別蒸留(101)により他の塩化物からZnCl2を分離する(101)為に蒸発させる為、好ましくはその沸点まで加熱される。精製されたZnCl2(4)及びZnに乏しい溶融物(5)が、前の態様のように生成される。精製されたZnCl2(4)はその後、電気分解セルに供給され(105)、そこで上述したように加工される。このZnCl2の少量部分が、塩化鉄(III)蒸留(104)の為の液体還流キャリヤー(12)として使用され得る。
電気分解セルのアノードにおいては塩素ガスが発生する(16)。このガスは塩素化剤(2)として、本方法の第一段階(100)に再循環され得るが、転換する段階(102)の為の酸化剤(7)として、及び揮発(103)による塩化鉄(III)としてのFeの除去の為の塩素化剤(10)としてもまた再循環され得る。
Znに乏しい溶融物(5)はその後、酸化物の残留物(8)を生成し及び価値ある金属(17)を生成する為に、前の態様のように、分離する段階(106)においてさらに加工され得る。生じた金属に乏しい溶融物(18)は、上述したように塩素化段階(100)に再循環され得る。
異なった元素のさらにより良好な分離を達成する為に、とりわけ供給原料が鉛及び/又はカドミウムを含んでいる場合、ZnCl2を蒸留する段階(101)は2段階で行われる。第一に、フラッシュ蒸発段階において、転換されたFe欠乏溶融物(3”)が、又は第一の態様の場合においては、Znに豊富な塩素化溶融物(3)が、PbCl2及びCdCl2のような他の低揮発性の金属塩化物の分画と一緒にZnCl2を揮発させる(101’)為に、好ましくはその沸点まで加熱され、それにより、Znに乏しい溶融物(5)及びZnCl2に豊富なガス相(13)を得る。このフロー(13)は蒸留カラムで精留され(101”)、純度が高いZnCl2(4)、及びカラムの底部において、ZnCl2よりも低揮発性の金属塩化物、特にPbCl2及びCdCl2からなる溶融物を生成する。この溶融物は前記成分を維持する為にさらに加工され得る。例えば、PbCl2及びCdCl2の混合物は、金属Pb及びCdを生成させる為に電気分解され得る。両金属はその後、例えば気化により互いにたやすく分離され得る。
得られたZnCl2(14)よりも低揮発性の金属塩化物の一部はまた、塩化鉄(III)の蒸留(104)の為の液体還流キャリヤー(12)としてもまた使用されてよい。
精製されたZnCl2(4)、及びZnに乏しい塩素化溶融物(5)は、第一ないし第三態様に説明されたようにさらに加工され得る。
以下の実施例は、本発明の方法の主要な段階を示す。
実施例1:亜鉛ブレンドの塩素化
本実施例は、ブレンド濃縮物を抽出する本方法(工程段階100:Zn含有原料を塩素化剤と反応させる)の性能を示す。
石英反応器中で塩化物塩を混合することにより溶融溶媒2kgを調製した。溶媒の組成は:51モル%のZnCl2、11.3モル%のPbCl2、3モル%のCdCl2、2モル%のKCl、12.1モル%のNaCl、17.4モル%のCaCl2、2.4モル%のCuCl、0.8モル%のBaCl2であった。混合物を窒素下に600℃まで加熱し
た。ブレンド濃縮物1.6kgを段階的に溶融物に添加した。ブレンドは、50.6重量%のZn、9.2重量%のFe、1.8重量%のPb、0.1重量%のCd、0.23重量%のCu、33重量%のSを含んでいた。反応器の底部に設けられた石英製の注入チューブにより、13時間、塩素ガスを500cc/分の速度で導入した。硫黄を反応器から放出させ、そしてコンデンサー内に収集した。
塩素化を評価する為に、形成した塩化物の溶解に有利である5M NaCl溶液の5L中に、生じた溶融物を溶解した。固体残留物を溶液から濾過し、そして卑金属含量を分析した。表1は抽出収率を示す。
Figure 0004427686
本方法は、一つの単一抽出段階で、ブレンドの主要成分の非常に高い抽出収率を達成した。
実施例2:酸化物原料の塩素化
本実施例は、酸化物原料を抽出する本方法(工程段階100:Zn含有原料を塩素化剤と反応させる)の性能を示す。
石英反応器中で塩化物塩を混合することにより溶融溶媒2kgを調製した。溶媒の組成は:51モル%のZnCl2、11.3モル%のPbCl2、3モル%のCdCl2、2モル%のKCl、12.1モル%のNaCl、17.4モル%のCaCl2、2.4モル%のCuCl、0.8モル%のBaCl2であった。混合物を窒素下に600℃まで加熱した。ウェルツ(Waelz)酸化物1kgを段階的に溶融物に添加した。酸化物は、56重量%のZn、3.32重量%のFe、7.9重量%のPbを含んでいた。反応器の底部に設けられた石英製の注入チューブにより、10時間、塩素ガスを500cc/分の速度で導入した。
塩素化を評価する為に、形成した塩化物の溶解に有利である5M NaCl溶液の5L中に、生じた溶融物を溶解した。固体残留物を溶液から濾過し、そして卑金属含量を分析した。表2は抽出収率を示す。
Figure 0004427686
本方法は、Zn及びPbの非常に高い抽出収率を達成し;Fe23は硫化鉄よりも反応性が低い為にFe収率がブレンドの場合よりも低い。
実施例3:塩化鉄(III)の除去
本実施例は、溶融物から鉄を除去する本方法(工程段階103:塩化鉄(III)として鉄を揮発させる)の性能を示す。
1.8kgの溶融溶媒中で、塩素ガスを用いた亜鉛ブレンド2kgの塩素化により溶融
物を調製した。亜鉛ブレンド及び溶融溶媒は、実施例1と同様の組成を有していた。塩素化後、あまりに多い為に、例えば上述したようなZnOの添加によりFe23としてブロックすることが出来ない4重量%のFeを含んでいた。
6時間の間、500mL/分の流速で塩素ガスを溶融物中に注入した。溶融物の温度は620℃であった。茶色の煙(塩化鉄(III)の存在を示す。)がそれ以上はほとんど生成されなくなった時に実験を停止した。溶融物の分析は、残留Fe含量が0.21重量%であり、そしてこれはFeの95.8%が除去されたことを示した。最終的なFe含量は2重量%の制限を十分に下回り、そしてそれゆえ酸化物としてブロックされ得る。これら条件においては、鉄によるZnCl2の汚染が無視し得るものである。
実施例4:酸化物の沈殿
本実施例は、Fe、Mg、Mn、Co及びNiの酸化物を沈殿する本方法(工程段階102:転換)の性能を示す。
溶融物を以下の組成(重量%):46.2のZnCl2、17.1のPbCl2、14.1のCaCl2、3.8のCuCl、3のCdCl2、2.7のMnCl2、2.4のFeCl3、2.4のCoCl2、2のMgCl2、1.9のNiCl2、1.3のAgCl、1.1のBaCl2、1のKCl、0.9のNaClで調製した。総重量は1kgであった。600℃の温度で塩を加熱し、溶融し及び保持した。110gのZnOを溶融物に添加し、そしてその後、混合物を通してCl2を発泡させた。44gのCl2を続いて添加した。
溶液中の金属量、及び固体残留物として存在する量を決定した。ZnOのみを用いて沈殿させた場合の金属のパーセンテージと、その後の塩素の添加による場合を表3に与える。
Figure 0004427686
ZnO及びCl2の添加による、微量のFeのブロックと共にMg、Ni、Mn及びCoのパージは、このように効率的であり及びこれら元素の出口を構成する。
実施例5:ZnCl 2 のフラッシュ蒸発
本実施例は、溶融物の他の成分からZnCl2、PbCl2及びCdCl2を分離する本方法(工程段階101’:ZnCl2を揮発させる)の性能を示す。
実施例3のように、ブレンド2kgの塩素化及びFeの除去により溶融物を調製した。Fe23として残存する鉄をブロックする為に50gのZnOを溶融物に添加した。続く段階において、幾らかのPbCl2及びCdCl2と共にZnCl2を蒸発させる為に、溶融物の温度を800℃まで上昇させた。最初に存在するZnCl2の70%が蒸発した。空冷式反応器中で蒸気を凝縮し、そして分析した。それら蒸気はZnCl2及び幾らかの他の元素から成っていた。フラッシュ蒸発の前後におけるこれら元素の濃度、及び抽出物のパーセンテージを表4に与える。
Figure 0004427686
結果は、本方法が、塩素化された溶融物から十分な量のPbCl2及びCdCl2と共にZnCl2を申し分なく抽出し得、効果的なパージを構成することを示している。このパージは、Fe、Cu及びMnによりごく僅かにしか汚染されない。
実施例6:ZnCl 2 の精留
本実施例は、純度の高いZnCl2を提供する本方法(工程段階101”:Znに豊富なガス相を精留する)の性能を示す。
実施例5に記載したように、フラッシュ蒸発後に得られた溶融物を、精留カラムを用いて蒸留した。カラムの下方のボイラー中に置かれた溶融物を800℃まで加熱した。蒸留物を凝縮し、そして分析した。溶融物中の不純物の総量はおよそ10ppmであった。最も重要な不純物を表5に報告する。
Figure 0004427686
本方法はこのように、非常に純度の高いZnCl2を製造することが出来る。電気分解した場合、このZnCl2は、少なくとも商業上のスペシャル ハイ グレード(Special High Grade)仕様に合致したZn金属をもたらす。
使用した引用数字のリスト
工程段階
100 Zn含有原料を塩素化剤と反応させる
101 ZnCl2 を蒸留する
102 転換する
103 塩化鉄(III)としてFeを揮発させる
104 塩化鉄(III)を精製する
105 電気分解
106 価値ある金属を分離する
101’ ZnCl2 を揮発させる
101” ZnCl2 に豊富なガス相を精留する
流れ
1 Zn含有原
2 塩素化剤
3 Znに豊富な塩素化溶融物
3’ Feに乏しい溶融物
3” 転換されたFe欠乏溶融物
4 精製されたZnCl2
5 Znに乏しい塩素化溶融物
6 金属酸化物
7 酸化剤
8 不溶性酸化残留物
9 塩化鉄(III)
10 酸化塩素化剤
11 精製された塩化鉄(III)
12 液体還流キャリヤー
13 ZnCl2 に豊富なガス相
14 ZnCl2 よりも低揮発性の金属塩化物
15 金属亜鉛
16 Cl2
17 価値ある金属
18 金属に乏しい塩素化溶融物
19 塩素化段階の反応蒸気
20 塩化鉄(III)精留カラムからの還流フロー
本方法の第一の態様のフローシートを示す概略図である。 本方法の第二の態様のフローシートを示す概略図である。 本方法の第三の態様のフローシートを示す概略図である。 本発明の塩化亜鉛の蒸留を示す概略図である。

Claims (14)

  1. Zn含有原料(1)からのZnCl2 の製造方法であって、
    前記Zn含有原料(1)を塩素化剤(2)と反応させて(100)、前記Zn含有原料(1)中に存在する金属を塩化物に転換し、及び反応生成物の揮発性成分を、前記反応生成物の融点ないしZnCl2 の沸点の温度にて揮発させ、それによりZnに豊富な塩素化溶融物(3)を回収する段階;
    PbO、CaO、CaCO 3 、又はZnOを前記Znに豊富な塩素化溶融物(3)に添加することにより、前記溶融物中に存在する金属不純物を不溶性酸化物に転換する段階(102)、及び引き続き、
    前記Znに豊富な塩素化溶融物(3)からZnCl2 を蒸留し(101)、それにより精製されたZnCl2 (4)及びZnに乏しい塩素化溶融物(5)を回収する段階
    からなる方法。
  2. 転換する(102)際、酸化剤(7)を前記溶融物に添加する請求項1記載の方法。
  3. 前記Znに乏しい塩素化溶融物(5)からの不溶性酸化物(8)の分離を、ZnCl2 を蒸留する段階(101)後において行う請求項1又は2記載の方法。
  4. 前記Zn含有原料(1)中に存在するすべてのFeをFeCl2 に転換する為に、前記Zn含有原料(1)を塩素化剤(2)と反応させる段階(100)において、前記塩素化剤(2)の計算し、
    及び前記Znに豊富な塩素化溶融物(3)を回収した後でかつ転換する(102)前において
    00ないし730℃の温度にて、酸化塩素化剤(10)を前記溶融物に添加することにより塩化鉄(III)としてFeを揮発させる段階(103)
    をさらに含む請求項1ないし3のいずれか一項に記載の方法。
  5. 液体還流キャリヤー(12)を用いて塩化鉄(III)(9)を精留することにより、精製された塩化鉄(III)(11)を製造する段階(104)を含む請求項4記載
    の方法
  6. 前記塩化鉄(III)を精留する段階(104)において、液体還流キャリヤー(12)として、ZnCl2 を蒸留する段階(101)からの精製されたZnCl2 (4)を供給する請求項5記載の方法。
  7. 前記ZnCl2 を蒸留する段階(101)は
    nCl2 及びZnCl 2 より低揮発性の金属塩化物を揮発させ(101’)、それによりZnに乏しい塩素化溶融物(5)及びZnCl2 に豊富なガス相(13)を得る段階;及び
    前記ZnCl2 に豊富なガス相(13)を精留し(101”)、それにより、精製されたZnCl2 (4)及びZnCl2 よりも低揮発性の金属塩化物(14)を得る段階
    からなる請求項1ないし5のいずれか一項に記載の方法。
  8. 前記Znに豊富なガス相を精留する段階(101”)からの精製されたZnCl2 (4)及び前記ZnCl2 よりも低揮発性の金属塩化物(14)の一方又は双方を、前記塩化鉄(III)を精留する段階(104)における液体還流キャリヤー(12)として供給する請求項5に従属する請求項7記載の方法。
  9. 請求項1ないし8のうちいずれか1項記載の段階を含み、及び前記精製されたZnCl2 (4)を乾式電気分解させる段階(105)をさらに含む、金属Zn(15)及びCl2 (16)の製造方法。
  10. Cl2 (16)を塩素化剤(2)として、前記電気分解段階(105)から前記Zn含有原料を塩素化剤と反応させる段階(100)に再循環する請求項9記載の方法。
  11. Cl2 (16)を酸化剤(7)として、前記電気分解段階(105)から前記転換する段階(102)に再循環する請求項2に従属する請求項9記載の方法。
  12. Cl2 (16)を酸化塩素化剤(10)として、前記電気分解段階(105)から前記塩化鉄(III)としてFeを揮発させる段階に再循環する請求項4に従属する請求項9記載の方法。
  13. 前記Znに乏しい塩素化溶融物(5)中に存在するCu、Ag、Au及びPt族金属を分離する段階(106)を含み、それにより金属に乏しい塩素化溶融物(18)を得る、請求項1ないし12のいずれか一項に記載の方法。
  14. 前記金属に乏しい塩素化溶融物(18)を、前記Zn含有原料を塩素化剤と反応させる段階(100)における溶媒としての使用の為に再循環する請求項13記載の方法。
JP2003534635A 2001-10-03 2002-09-27 亜鉛の分離及び回収の為の塩化物溶融方法 Expired - Fee Related JP4427686B2 (ja)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EP01203728 2001-10-03
PCT/EP2002/011059 WO2003031666A1 (en) 2001-10-03 2002-09-27 Chloride melt process for the separation and recovery of zinc

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2005504889A JP2005504889A (ja) 2005-02-17
JP4427686B2 true JP4427686B2 (ja) 2010-03-10

Family

ID=8180999

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2003534635A Expired - Fee Related JP4427686B2 (ja) 2001-10-03 2002-09-27 亜鉛の分離及び回収の為の塩化物溶融方法

Country Status (14)

Country Link
US (1) US6921474B2 (ja)
EP (1) EP1434892B1 (ja)
JP (1) JP4427686B2 (ja)
KR (1) KR100896607B1 (ja)
CN (1) CN1276108C (ja)
AT (1) ATE304063T1 (ja)
BR (1) BR0213011A (ja)
CA (1) CA2460883A1 (ja)
DE (1) DE60206064T2 (ja)
EA (1) EA005557B1 (ja)
ES (1) ES2248615T3 (ja)
NO (1) NO20041697L (ja)
WO (1) WO2003031666A1 (ja)
ZA (1) ZA200402061B (ja)

Families Citing this family (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US9315382B2 (en) 2006-03-23 2016-04-19 Keystone Metals Recovery Inc. Metal chlorides and metals obtained from metal oxide containing materials
CN101643239B (zh) * 2009-06-22 2012-11-14 云南锡业集团(控股)有限责任公司 一种生产四氯化锡的方法
CN102021608A (zh) * 2009-09-11 2011-04-20 上海太阳能工程技术研究中心有限公司 ZnCl2熔盐电解制锌装置
CN102352439A (zh) * 2011-07-18 2012-02-15 株洲冶炼集团股份有限公司 利用废锌铝合金生产氯化锌和氯化铝的方法
CN105378149A (zh) * 2013-05-08 2016-03-02 木野科技太阳能股份有限公司 锌制造方法
DE102014202593A1 (de) 2014-02-13 2015-08-13 Siemens Aktiengesellschaft Umwandlung von Metallcarbonat in Metallchlorid
DE102014202591A1 (de) * 2014-02-13 2015-08-13 Siemens Aktiengesellschaft Umwandlung von Metallcarbonat in Metallchlorid
WO2018216427A1 (ja) * 2017-05-22 2018-11-29 昭和電工株式会社 ハロゲン化亜鉛水溶液の製造方法
CN112357885A (zh) * 2020-12-02 2021-02-12 中国科学院上海应用物理研究所 一种氯化物熔盐中单一组分的提纯方法
CN114105186A (zh) * 2021-07-15 2022-03-01 甘渭佳 一种氯化物的火法分离方法
CN114574701B (zh) * 2022-02-24 2023-03-17 西南交通大学 一种电路板中金属的回收提取装置及方法

Family Cites Families (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB189914278A (en) * 1899-07-11 1900-07-11 James Swinburne Improvements in the Treatment of Sulphide Ores.
SU376465A1 (ru) * 1971-07-20 1973-04-05 ВСЕСОЮЗНАЯnfmm.mmi!--!ff:iл ' ъL___E!"^'^:i:P''^'"''^^и Р. Ж. Хобдабергенов
CA1064708A (en) * 1974-10-21 1979-10-23 Enzo L. Coltrinari Process for separation and recovery of metal values from sulfide ore concentrates
JPS5325202A (en) * 1976-08-20 1978-03-08 Takeo Furukawa Process for chlorination refining of pyrites
FI64644C (fi) * 1978-05-11 1983-12-12 Outokumpu Oy Foerfarande foer rostning och klorering av finfoerdelade jaernmalmer och/eller -koncentrat innehaollande icke-jaernmetaller
US4209501A (en) * 1978-05-15 1980-06-24 Cato Research Corporation Chlorides of lead, zinz, copper, silver and gold
US4257914A (en) * 1979-12-10 1981-03-24 Conoco, Inc. Method for the regeneration of spent molten zinc chloride
US4424111A (en) * 1982-06-01 1984-01-03 Conoco Inc. Regeneration of ZnC12
CA1213735A (en) * 1983-06-17 1986-11-12 Hardwin E.A. Von Hahn Chlorination of copper, lead, zinc, iron, silver and gold
GB8518746D0 (en) * 1985-07-24 1985-08-29 Fray D J Zinc recovery
US5104445A (en) * 1987-07-31 1992-04-14 Chevron Research & Technology Co. Process for recovering metals from refractory ores
US5074910A (en) * 1987-11-23 1991-12-24 Chevron Research And Technology Company Process for recovering precious metals from sulfide ores

Also Published As

Publication number Publication date
WO2003031666A1 (en) 2003-04-17
EA200400497A1 (ru) 2004-10-28
ES2248615T3 (es) 2006-03-16
BR0213011A (pt) 2004-10-13
CN1561401A (zh) 2005-01-05
EP1434892B1 (en) 2005-09-07
KR100896607B1 (ko) 2009-05-08
CN1276108C (zh) 2006-09-20
EA005557B1 (ru) 2005-04-28
EP1434892A1 (en) 2004-07-07
US6921474B2 (en) 2005-07-26
DE60206064D1 (de) 2005-10-13
ATE304063T1 (de) 2005-09-15
KR20050031061A (ko) 2005-04-01
ZA200402061B (en) 2005-03-15
JP2005504889A (ja) 2005-02-17
CA2460883A1 (en) 2003-04-17
DE60206064T2 (de) 2006-06-14
US20050006247A1 (en) 2005-01-13
NO20041697L (no) 2004-04-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US20040144208A1 (en) Process for refining raw copper material containing copper sulfide mineral
EP3519599A1 (en) Improved solder and method for producing high purity lead
JP4427686B2 (ja) 亜鉛の分離及び回収の為の塩化物溶融方法
US4337128A (en) Cupric and ferric chloride leach of metal sulphide-containing material
JP5755572B2 (ja) 電解精製用ビスマスアノードの製造方法
CN109402410B (zh) 一种铁锍酸溶渣预处理富集贵金属的方法
WO2014181833A1 (ja) 亜鉛製造方法
EP0022324B1 (en) Zinc/cadmium chloride electrolysis
JP6656709B2 (ja) 亜鉛地金の製造方法
US3938989A (en) Arsenic removal from nickel matte
JP6994983B2 (ja) ルテニウムの回収方法
AU2002338859B2 (en) Chloride melt process for the separation and recovery of zinc
US20220064760A1 (en) Improved co-production of lead and tin products
US4038066A (en) Method of stripping base metals from fused salts
US4135997A (en) Electrolytic production of metallic lead
US4124461A (en) Production of metallic lead
US1011899A (en) Metallurgy of metal sulfids.
AU2002338859A1 (en) Chloride melt process for the separation and recovery of zinc
JP2009074128A (ja) 錫の回収方法
JP6651372B2 (ja) Sb含有残渣の処理方法
JP7336075B2 (ja) セレンと白金族元素の分離方法
RU2786016C1 (ru) Усовершенствованный способ получения высокочистого свинца
BR102017019463B1 (pt) Processo para recuperação de zinco, chumbo e cloretos contidos em óxidos de zinco
TWI835979B (zh) 經改良的鉛與錫產物之共產物
Sahu et al. Lead Zinc Extraction Processes

Legal Events

Date Code Title Description
A621 Written request for application examination

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621

Effective date: 20050428

A977 Report on retrieval

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007

Effective date: 20071001

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20080130

A601 Written request for extension of time

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A601

Effective date: 20080430

A602 Written permission of extension of time

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A602

Effective date: 20080520

A601 Written request for extension of time

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A601

Effective date: 20080530

A602 Written permission of extension of time

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A602

Effective date: 20080610

A601 Written request for extension of time

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A601

Effective date: 20080627

A602 Written permission of extension of time

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A602

Effective date: 20080724

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20080730

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20090722

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20091020

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: 20091118

A01 Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20091201

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20121225

Year of fee payment: 3

R150 Certificate of patent or registration of utility model

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150

LAPS Cancellation because of no payment of annual fees