JP5209248B2 - 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 - Google Patents
銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 Download PDFInfo
- Publication number
- JP5209248B2 JP5209248B2 JP2007203510A JP2007203510A JP5209248B2 JP 5209248 B2 JP5209248 B2 JP 5209248B2 JP 2007203510 A JP2007203510 A JP 2007203510A JP 2007203510 A JP2007203510 A JP 2007203510A JP 5209248 B2 JP5209248 B2 JP 5209248B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- copper
- raw material
- producing
- crude
- powder
- 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.)
- Active
Links
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 460
- 239000010949 copper Substances 0.000 title claims description 314
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 title claims description 311
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 73
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 title claims description 64
- 239000002994 raw material Substances 0.000 title claims description 58
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 74
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 65
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 55
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 42
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 41
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 36
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid group Chemical group S(O)(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 32
- 238000009826 distribution Methods 0.000 claims description 20
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 19
- 238000000889 atomisation Methods 0.000 claims description 18
- 239000008151 electrolyte solution Substances 0.000 claims description 16
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 15
- 238000010298 pulverizing process Methods 0.000 claims description 14
- 239000007921 spray Substances 0.000 claims description 13
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 12
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 9
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 7
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 7
- 239000002904 solvent Substances 0.000 claims description 6
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 4
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 88
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 27
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 24
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 21
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 21
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 19
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 19
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 19
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 17
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 12
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 12
- 238000011156 evaluation Methods 0.000 description 11
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 10
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 9
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 8
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 8
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 8
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 7
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 description 6
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 6
- 238000005507 spraying Methods 0.000 description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 5
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 5
- 230000000670 limiting effect Effects 0.000 description 5
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 5
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 5
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 5
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 4
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 4
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 4
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N palladium Substances [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010944 silver (metal) Substances 0.000 description 4
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 4
- 238000009692 water atomization Methods 0.000 description 4
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 description 3
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 3
- 238000006467 substitution reaction Methods 0.000 description 3
- RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N Dihydrogen sulfide Chemical compound S RWSOTUBLDIXVET-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003570 air Substances 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 2
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 2
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 2
- 238000009689 gas atomisation Methods 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 229910000037 hydrogen sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000002401 inhibitory effect Effects 0.000 description 2
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000013508 migration Methods 0.000 description 2
- 230000005012 migration Effects 0.000 description 2
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 229910052711 selenium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011669 selenium Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 229910052714 tellurium Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002351 wastewater Substances 0.000 description 2
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N Ruthenium Chemical compound [Ru] KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000011001 backwashing Methods 0.000 description 1
- 239000013043 chemical agent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 150000001879 copper Chemical class 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 239000002001 electrolyte material Substances 0.000 description 1
- 238000005363 electrowinning Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000003292 glue Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009499 grossing Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001788 irregular Effects 0.000 description 1
- 239000006193 liquid solution Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 1
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 description 1
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052707 ruthenium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 238000010008 shearing Methods 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 238000003828 vacuum filtration Methods 0.000 description 1
- 239000012808 vapor phase Substances 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
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
Landscapes
- Powder Metallurgy (AREA)
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Metal Powder And Suspensions Thereof (AREA)
Description
前記粗銅中には、通常貴金属が含まれており、これら貴金属は電解精製過程でスライムとして電解槽の底に沈降し堆積している。この沈降し堆積したスライムを別途処理することにより貴金属、及び不純物を回収している。
即ち、本発明は、溶解性に優れ、不純物の含有量が少ない銅電解液の原料として好適な粗銅粉を効率よく製造することができる銅電解液原料の製造方法、及び該銅電解液原料の製造方法を粉体化工程として用いて精製銅を効率よく製造することができる銅の製造方法を提供することを目的とする。
<1> 少なくとも、粉体化工程と、銅粉溶解工程と、溶解工程と、電解工程とを含む銅の製造方法で用いられる銅電解液原料を製造する方法であって、
粗銅を粉体化処理して粗銅粉とすることを特徴とする銅電解液原料の製造方法である。
<2> 粉体化処理が、アトマイズ法である前記<1>に記載の銅電解液原料の製造方法である。
<3> アトマイズ法が、水アトマイズ法である前記<2>に記載の銅電解液原料の製造方法である。
<4> アトマイズ法による粗銅粉の作製が、粗銅を溶融した溶融銅をタンディッシュ内に貯留し、該タンディッシュ底部のノズルから流下させる溶融銅流を中心とし、該溶融銅流に対し少なくとも3方向から水及びガスの少なくともいずれかを高圧で噴射させる前記<2>に記載の銅電解液原料の製造方法である。
<5> アトマイズ法において、水及びガスの少なくともいずれかを10MPa〜100MPaの圧力で噴射させる前記<4>に記載の銅電解液原料の製造方法である。
<6> アトマイズ法が、扇状かつ平面状に水を噴射し、該水の噴射を3方向から行って逆3角錐状の水噴射形状を形成させ、その略中心部にノズルからの溶融銅流を流下させる前記<4>から<5>のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法である。
<7> 粗銅粉の粒度分布において、粒径250μm以下の粗銅粉の質量割合が90%以上である前記<1>から<6>のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法である。
<8> 粗銅粉の粒度分布において、粒径106μm以下の粗銅粉の質量割合が90%以上である前記<1>から<7>のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法である。
<9> 粗銅を、廃プリント基板、廃電子部品及び廃電気部品から選択される少なくとも1種のリサイクル原料より得る前記<1>から<8>のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法である。
<10> 粗銅中の銅濃度が93質量%〜95質量%である前記<1>から<9>のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法である。
<11> 前記<1>から<10>のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法で製造した銅電解液原料を用いる銅の製造方法であって、
粗銅を粉体化処理して得た粗銅粉を酸溶媒に溶解させて銅電解液とし、該銅電解液を電解して精製銅を得ることを特徴とする銅の製造方法である。
<12> 酸溶媒が、硫酸である前記<11>に記載の銅の製造方法である。
また、本発明の銅の製造方法によれば、本発明の銅電解液原料の製造方法により製造された銅電解液原料としての粗銅粉を酸溶媒に溶解させた銅電解液を用いることとしたため、銅の溶解効率が向上し精製銅を効率よく製造することができる。
本発明の銅電解液原料の製造方法は、粗銅を粉体化処理して銅電解液原料としての粗銅粉を製造するものである。
前記粗銅の原料としては、特に制限はなく、例えば鉱山から掘り出した銅品位0.5%〜2.0%の銅鉱石を選鉱して銅品位20%〜40%に高めた銅精鉱を用いることが一般的でるが、本発明においては、廃プリント基板、廃電子部品、及び廃電気部品から選択されるリサイクル原料を用いることが、資源の有効利用を図ることができる点から好ましい。
なお、前記粗銅中には、Cu以外にも、通常、As、Ni、Pb、Sn、Zn、Fe、Sb、Bi、S、Te、Se、Au、Ag、Pt、Pdなどが微量に含まれており、これらの中でも、Au、Ag、Pt、Pdの貴金属を多く含むものが特に好ましい。
前記粉体化処理としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば湿式還元法、気相還元法、アトマイズ法などが挙げられる。これらの中でも、低コストで大量に生産できる点からアトマイズ法が特に好ましい。
前記粉砕媒体にガスを適用するガスアトマイズ法では、得られる粗銅粉は球形状を呈しており、不活性ガスを用いることで酸素含有量の低い粗銅粉を製造することができるが、粒径が比較的粗くなってしまう。これは、前記ガスアトマイズ法では溶融した銅の冷却速度が低いことによる。
また別の装置の例としては、ルツボを有する炉内のルツボ底部に溶湯ノズル孔を空け、上述と同様にノズルより出湯してもよい。
また、ノズルは複数あってもよく、前記溶融銅流量は1ノズルあたり10kg/min〜60kg/minが好ましく、20kg/min〜50kg/minがより好ましい。
溶融銅の噴射流速(圧力)は、吐出水流速を決める要因で、吐出水流の流速としては、100m/s以上が好ましく、200m/s以上がより好ましい。
水量は、水/溶体比で2以上が好ましく、3以上がより好ましく、4以上が更に好ましい。前記水/溶体比が不十分では、十分な粉砕効果が得られず、粗粉となりやすい。また、水溶体比を高くすることで、発生する水蒸気量を低減できる。
総溶体流量は、上記関係のバランスをとれば出湯量については、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば60kg/min〜80kg/min程度が好ましい。
図3では、3個の噴射ノズル100,100,100より3方向から水を扇状かつ平面状に噴射し、水の噴射で逆3角錐状の形状を形成し、その略中心部に溶融銅流101を流下して、粉砕する。
図4では、4個の噴射ノズル100,100,100,100より4方向から水を扇状かつ平面状に噴射し、水の噴射で逆4角錐状の形状を形成し、その略中心部に溶融銅流101を流下して、粉砕する。
また、図5に示すように、噴射ノズル100から噴出する水ジェット流の扇状の頂角θは10°〜30°が好ましく、15°〜25°がより好ましい。前記頂角θが、10°未満であると、溶融銅流が水ジェット流から外れる場合があり、ある程度の角度で広げて、溶融銅流と水ジェットが確実に衝突する必要がある。また、その角度が広すぎても、水ジェット流が無駄に広がるため、有効でない水流が存在してしまう。
本発明の銅の製造方法は、本発明の前記銅電解液原料の製造方法で製造した銅電解液原料を用いて銅を製造するに当たり、
粗銅を粉体化処理して得た粗銅粉を酸溶媒に溶解させて銅電解液とし、該銅電解液を電解して精製銅を得る。
ここで、本発明の銅の製造方法の一実施形態として、本発明の前記銅電解液原料の製造方法を粉体化工程として採用する銅の製造方法を図6を参照して説明する。
これらの工程を行うことにより、貴金属を早期に回収し有効利用が図れ、不純物を電解前に除去することができる。また、銅電解液原料として上述の粗銅粉を用いることにより銅の溶解効率が向上し、硫酸を繰り返し使用できる。その結果、高品位な精製銅を効率的に製造できる。
前記粉体化工程は、上述の銅電解液原料の製造方法と同様であり、この工程により粗銅粉が得られる。
前記一次浸出工程は、銅粉溶解工程と、濾過工程とを含み、必要に応じて脱銀置換工程を含んでいてもよい。
前記銅粉溶解工程は、前記粉体化工程で得られた粗銅粉を、酸化剤及び硫酸を含む液に溶解させて銅溶解液を作製する工程である
前記酸化剤としては、例えば酸素ガス、空気、過酸化水素、などが挙げられる。
前記銅粉溶解工程で得られる銅溶解液の銅濃度は、50g/L〜150g/Lが好ましく、70g/L〜140g/Lがより好ましい。前記銅濃度が、50g/L未満であると、後工程で銅電解液を調製するときに濃度が低すぎて好ましくないことがあり、150g/Lを超えると、温度によっては硫酸銅の析出が生じることがある。
前記濾過工程は、銅粉溶解槽の銅粉溶解スラリーを含む銅溶解液を、濾過する工程である。ここで銅が溶け込んだ銅溶解液に溶けず、沈殿物として残ったものを濾過し、一次残渣を得る。
前記銅粉溶解工程と前記濾過工程の間に、脱銀置換工程を含んでいてもよい。この脱銀置換工程は、銅溶解槽の銅粉溶解スラリーを含む溶液を、銅粉溶解槽から脱銀置換槽に送液し、この脱銀置換槽の中で処理する工程である。
ここでは、銅が溶け込んだ銅溶解液中に、微量に溶解している銀、及びその他の貴金属を、銅粉溶解スラリー中にある未溶解銅粉で、セメンテーションして、溶解分の銀、貴金属を固体化する工程となる。銅粉溶解槽で温度をかけて、酸化すると、銅以外に銀等が微量に溶け出すためそれを戻す役目もある。脱銀置換槽は、低攪拌のみで、酸素の吹き込みを行わず、一定の滞留時間でセメンテーションを行うものである。その後、前記セメンテーションによる沈殿物を濾過して貴金属を含む一次残渣を得る。
前記濾過の方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、例えばフィルタープレス、減圧濾過などが挙げられる。
前記二次浸出工程は、前記一次残渣を使用済み銅電解液で浸出してなる浸出液に酸化剤を添加し、一次残渣より貴金属濃度を上げた二次残渣を得る工程であり、一次残渣中の貴金属濃度を上げるために実施される。
即ち、前記一次浸出工程の一次残渣を前記使用済み銅溶解液中に浸漬し、溶解するが、更に二次残渣(不溶性沈殿)が残存する。これを濾過し、不溶性沈殿を除去する。このとき、二次残渣(不溶性沈殿)中の貴金属濃度は一次残渣よりも高くなっている。
前記酸化剤としては、例えば酸素ガス、空気、過酸化水素、などが挙げられる。
前記貴金属回収工程は、二次残渣から貴金属を回収する工程である。
前記貴金属としては、銀、金、白金、パラジウム、ロジウム、ルテニウムなどが挙げられる。
前記二次残渣から貴金属を回収する方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、例えば電解精製、電解採取などが挙げられる。
前記浄液工程は、前記濾過工程における濾液である前記銅溶解液の遊離硫酸濃度を下げ、銅溶解液中の不純物を除去する工程であり、電解工程の前に実施することが好ましい。
前記浄液工程において、銅溶解液を浄液溶解槽に入れ、銅粉を溶かし込み遊離硫酸濃度を0(ゼロ)に近づけることで、砒素、アンチモン、錫等の不純物の化合物が溶解度を越えた分沈殿物として落ちる。これを固液分離することで、溶解液中の不純物を効率よく除去することができる。
また、この沈殿物として落ちたものは、濾過により分離されるが、その中には、溶け残り銅粉と貴金属も少量存在するため、その回収を行うことが好ましい。このプロセスでは、フィルタープレスにて、濾過後、逆洗浄を電解後液で行うことで、不純物を再溶解させてフィルタープレス中には未溶解銅粉と貴金属を残して回収することができる。不純物を再溶解させた液は脱銅電解で、銅を回収した後は排水として、排水処理することが好ましい。
前記浄液工程においては、銅溶解液中の不純物(例えばAs、Sb)を低減する。例えば、銅溶解液に、粗銅粉を添加し、空気を液中に吹き込み、攪拌しながら銅溶解液中に粗銅粉を溶解して遊離硫酸濃度を低減した。反応後は濾過し、濾液の銅濃度を電解用に調整すれば銅電解用の電解液が得られる。このように粗銅粉を用いることにより、特に銅電解において阻害元素である砒素の除去が可能となり、硫化水素などのあらたな薬剤を用いることもないのでコストの増大を抑制することができる。
前記電解工程は、前記一次浸出工程又は前記浄液工程において得られた銅溶解液(濾液)を、電解用に調整された銅電解液を電解して電気銅を得る工程である。
前記一次浸出工程又は前記浄液工程の銅濃度を例えば使用済銅電解液により調整して銅電解液とする。銅電解液は、銅濃度が70g/L〜100g/L、遊離硫酸濃度が5g/L以下が好ましく、特に1g/L以下の硫酸銅溶液であり、液温は10℃〜40℃に調整されている。
前記電解工程における電解条件としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、以下の通りであることが好ましい。
〔電解条件〕
・電流密度:20A/m2〜700A/m2が好ましく、30A/m2〜400A/m2がより好ましい。
・浴電圧:0.5V〜3V
・浴温度:30℃〜80℃が好ましく、40℃〜70℃がより好ましい。
アノードとしては、例えばPb、Pb合金などが用いられる。
カソードとしては、例えば銅、ステンレスなどが用いられる。
なお、液温は高いほど電力原単位が低下できるので高い方が好ましいが、表面を平滑化させる目的で添加するニカワなどの分解速度が大きくなり、設備上の温度制約、作業雰囲気、加熱コストなどの理由から、上限を設定することが好ましい。
前記電解工程においては、従来に比べて、アノードが不働態化せず、また、アノードから発生するスライムの影響を受け難く、電気銅品位が向上する。
(実施例1)
(1)粗銅の調製
粗銅の原料として、廃プリント基板、廃電子部品、廃電気部品を回収し、これらを、粉砕、篩い分けし、これを比重差、磁力、渦電流選別、静電選別により選別し、銅を濃縮回収して銅濃縮物とし、これを転炉で処理し、粗銅を得た。この粗銅の組成を表1に示す。
なお、粗銅には、表1に記載の元素以外にも、Bi、S、Te、Se、Au、Ag、Ptなどが微量に含まれていた。
次に、前記組成の粗銅を溶解炉にて溶融し、粗銅粉を得るためのアトマイズ処理を行った。
このアトマイズ処理に使用するアトマイズ装置は、図2に示すように溶融した粗銅を保持し、傾転できる保持炉から溶融した溶融銅を受け貯留するタンディッシュ10と、該タンディッシュの底部より溶融銅流を流下して、該流下している溶融銅流に高圧の水を吐出して溶融銅を粉状化する噴射部12と、該噴射部の下方には、粉状化した粗銅粉を冷却し、貯蔵し、搬出する貯蔵部13とを有している。
このアトマイズ装置を用いて、前記粗銅100kgを1130℃で溶融銅が貯留されている保持炉からタンディッシュ内に溶融銅を受け、保温しながら、直径5mmの流下口より平均13kg/minで溶融銅流を流下し、流下された溶融銅流に対し3方吹きにより、水の圧力20MPa、流量68L/min、流速182m/sで噴射して、粗銅粉50kgを得た。このとき、ノズルより噴射させた水により、逆3角錐状を形成し、溶融銅流をその略中心部に流下した。
得られた実施例1の106μmアンダー粉の組成を、下記表2に示す。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表3−1に示す。
表3−1に示すように、水噴射条件において、噴射方向を20度、水の圧力30MPa、流量84L/分、流速223m/sにし、溶湯条件において、溶湯径7mm、断面積38mm2、供給量90kg、供給速度25kg/分とした以外は、実施例1と同様の操作を繰り返して、実施例2の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が42質量%、26μm超45μm以下が19質量%、45μm超106μm以下が25質量%、106μm超250μm以下が14質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表3−1に示す。
表3−1に示すように、溶湯条件において、溶湯落下位置を水が形成する逆三角錐のセンターから外した以外は、実施例2と同様の操作を繰り返して、参考例3の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が38質量%、26μm超45μm以下が21質量%、45μm超106μm以下が29質量%、106μm超250μm以下が12質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表3−1に示す。
表3−2に示すように、溶湯条件において、溶湯落下位置を水が形成する逆三角錐のセンターから外し、溶湯供給速度を76kg/分とした以外は、実施例2と同様の操作を繰り返して、参考例4の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が28質量%、26μm超45μm以下が16質量%、45μm超106μm以下が25質量%、106μm超250μm以下が27質量%、250μm超500μm以下が4質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表3−2に示す。
表3−2に示すように、水噴射条件において、ノズル間距離を100mmとした以外は、実施例4と同様の操作を繰り返して、参考例5の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が39質量%、26μm超45μm以下が18質量%、45μm超106μm以下が23質量%、106μm超250μm以下が14質量%、250μm超500μm以下が4質量%、500μm超4000μm以下が2質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表3−2に示す。
次に、実施例1〜2、参考例3〜5の粗銅粉について、以下のようにして、粗銅粉の溶解性を評価した。結果を表4に示す。
溶解開始から30分間の時点での溶解槽中の銅溶解液をサンプリングし、該銅溶解液中の銅濃度をICP発光分光分析装置(島津製作所製)により分析して求めた。
溶解率(質量%)は、ICP分析により得た銅濃度値により計算して得た溶解銅量(g)を分子として、添加した粗銅粉中の銅質量(g)を分母として除算し、百分率で表した。
(1)粗銅の調製
実施例1で得られた粗銅を用いた。
次に、前記組成の粗銅を溶解炉にて溶融し、粗銅粉を得るためのアトマイズ処理を行った。このアトマイズ処理に使用するアトマイズ装置は、実施例1と同様に図2に示すものを用いた。
このアトマイズ装置を用いて、前記粗銅100kgを1130℃で溶融銅が貯留されている保持炉からタンディッシュ内に溶融銅を受け、保温しながら、直径5mmの流下口より平均500kg/minで溶融銅流を流下し、流下された溶融銅流に対し4方吹きにより、水の圧力120MPa、流量64/min、流速128m/sで噴射して、粗銅粉50kgを得た。このとき、ノズルより噴射させた水により、逆四角錐状を形成し、溶融銅流をその略中心部に流下した。
表5−1に示すように、水噴射条件において、噴射方向を20度(頂角40°)とした以外は、実施例6と同様の操作を繰り返して、実施例7の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が41質量%、26μm超45μm以下が24質量%、45μm超106μm以下が28質量%、106μm超250μm以下が7質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表5−1に示す。
表5−2に示すように、水噴射条件において、噴射方向を25度(頂角50°)とした以外は、実施例6と同様の操作を繰り返して、実施例8の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が42質量%、26μm超45μm以下が24質量%、45μm超106μm以下が25質量%、106μm超250μm以下の9質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表5−2に示す。
表5−2に示すように、水噴射条件において、噴射方向を25度(頂角50°)とし、衝突板を設けた以外は、実施例6と同様の操作を繰り返して、実施例9の粗銅粉50kgを得た。
得られた粗銅粉の粒度分布を測定したところ、26μm以下が38質量%、26μm超45μm以下が28質量%、45μm超106μm以下が29質量%、106μm超250μm以下の6質量%であった。アトマイズ条件及び粒子評価の結果を、表5−2に示す。
(実施例10)
<一次浸出工程>
−銅粉溶解工程−
上記の実施例1で得られた粗銅粉を用い、以下のようにして溶解して銅溶解液を作製した。
図7に示すように、銅溶解液を作製する溶解槽30は、銅溶解液を貯留する溶解槽本体31と、溶解槽本体の内側には、邪魔板32が配置され、銅溶解液の攪拌のための攪拌機33が配置されている。攪拌機33は、回転数の制御可能とし、タービン羽4枚が1段となっている。また、貯留している液の温度の昇降、恒温制御を可能としている。溶解槽には、側壁に液の一部を流出し、沈殿槽35に送液する配管34がある。沈殿槽35は、溶解槽30で溶解し残った残粗銅粉が液とともに流入され、残粗銅粉を沈降させ、溶解槽30に戻すポンプ36を備えてある。図7中、37は粗銅粉供給ホッパ、38はエアー噴出器を表す。
溶解を開始から数分間後には、溶解途中である残銅粉が浮遊してくるため、これを液とともに沈殿槽35に送液する。そのため、配管34の溶解槽30側の開口は、銅溶解液液面付近が好ましい。沈殿槽35では、攪拌機がないため残粗銅粉は送液後にすぐに沈降始め、沈殿槽の底部周辺に堆積する。これを底部より液とともに抜き出し、ポンプ36を介して溶解槽30に液と残粗銅粉を投入する。この際、溶解槽30の底部に戻す。
図7に示すように、溶解槽30に沈殿槽35を配置し、沈殿槽にて沈殿させた粗銅粉を溶解槽に送り、再度溶解反応をさせる。このように未溶解の粗銅粉を巡回させながら粗銅粉を溶解すると銅の溶解効率が顕著に向上し、溶解時間の短縮が可能となり、製造コストの大幅な削減が可能となる。
そして、溶解開始から30分間の時点での溶解槽中の銅溶解液の溶解率を以下のようにして求めた。結果を表6に示す。
溶解開始から30分間の時点での溶解槽中の銅溶解液をサンプリングし、該銅溶解液中の銅濃度をICP発光分光分析装置(島津製作所製)により分析して求めた。
溶解率(質量%)は、ICP分析により得た銅濃度値により計算して得た溶解銅量(g)を分子として、添加した粗銅粉中の銅質量(g)を分母として除算し、百分率で表した。
得られた銅溶解液100Lに、表7の組成の粗銅粉を4kg添加し、攪拌した後、生成した沈殿を濾過により固液分離し、一次残渣を得た。この一次残渣の組成を表8に示す。
次に、一次残渣を使用済み銅電解液(銅濃度約40g/L)で浸出し、該浸出液に粗銅粉を4kg添加し、貴金属濃度を上げた二次残渣を得た。この二次残渣の組成を表9に示す。
二次浸出工程では、前記一次浸出工程からの液を濾過し、残った二次残渣を後述の電解工程で使用済みとなった電解尾液を用いて浸出する。電解尾液は、電解において銅等の金属イオンが液中から採取されているため、遊離硫酸濃度が高く、浸出性が強い酸である。残渣中の銅は、ほとんど液中に浸出されるが、硫酸に溶けにくい貴金属類は二次残渣中に移行する。二次残渣は、濾過により得られ、貴金属回収工程の原料として使用可能である。
銅溶解液中の不純物を低減することで、銅電解液を作製した。なお、銅溶解液として、上記一次浸出工程を経て得た濾液を用いてもよい。銅溶解液の組成を表11に示す
次に、実験的に、上記銅溶解液0.7Lに、粗銅粉を乾燥質量で2g、4g、12g、及び24g添加し、空気を液中に吹き込み、攪拌しながら銅溶解液中に粗銅粉を溶解して遊離硫酸(FA)濃度を低減化した。結果を表12に示す。液温は75℃、反応時間は4時間とした。反応後は濾過し、濾液の銅濃度を電解用に調整すれば銅電解用の銅電解液が得られた。
得られた銅電解液を、図8に示す電解槽を用い、以下の電解条件で電解を行い精製銅を得た。即ち、電解槽4内の銅電解液3中で、鉛系アノード1から高純度の銅板からなるカソード2に整流器を経て直流電流を流すことにより、アノード1で水が電気分解して電子がカソード2に移行し、カソード板の表面に精製銅(純銅)として析出した。
−電解条件−
・電流密度:100A/m2
・浴電圧:1.5V
・浴温度:60℃
アノードとしては、Pbを用いた。
カソードとしては、銅を用いた。
実施例10において、粉体化工程における流下される溶融銅流に対する水の吹き方を3方から4方に変え、水の圧力20MPa、流速68L/minで噴霧した以外は、実施例10と同様にして、下記の粒度分布及び組成の粗銅粉50kgを得た。得られた粗銅粉の100μmアンダー粉を用いた以外は、実施例10と同様にして、銅の製造を行った。
得られた粗銅粉を、目開き106μmの篩いで、篩って細粒粉側を106μmアンダー粉として得た。この際、篩いを通過した粗銅粉質量を、篩いにかけた粗銅粉との全質量で除算し、割合を百分率にして篩い下移行率として求めたところ、67質量%であった。
実施例10において、粉体化工程における噴霧部で使用した媒体を水から空気に変え、流下される溶融銅流に対し3方吹きにより、空気の圧力20MPa、流速68L/minで噴霧した以外は、実施例1と同様にして、下記の粒度分布及び組成の粗銅粉50kgを得た。得られた粗銅粉の106μmアンダー粉を用いた以外は、実施例1と同様にして、銅の製造を行った。
得られた粗銅粉を、目開き106μmの篩いで、篩って細粒粉側を106μmアンダー粉として得た。この際、篩いを通過した粗銅粉質量を、篩いにかけた粗銅粉との全質量で除算し、割合を百分率にして篩い下移行率として求めたところ、67質量%であった。
実施例10の銅粉溶解工程において、沈殿槽を設けず溶解槽のみで粗銅粉の溶解を行った以外は、実施例10と同様にして、銅の製造を行った。
この実施例13では、実施例10に比べて銅の溶解の効率がやや低下したため、製造時間が長くかかったが、銅の製造は可能であった。
実施例10の銅粉溶解工程において、沈殿槽に攪拌機を設け、攪拌しながら粗銅粉の溶解を行った以外は、実施例10と同様にして、銅の製造を行った。
この実施例14では、実施例10に比べて銅の溶解の効率がやや低下したため、製造時間が長くかかったが、銅の製造は可能であった。
2 カソード
3 銅電解液
4 電解槽
10 タンディッシュ
11 底部ノズル
12 噴霧部
13 貯蔵部
30 溶解槽
31 溶解槽本体
32 邪魔板
33 攪拌器
35 沈殿槽
100 噴射ノズル
101 溶融銅流
Claims (12)
- 少なくとも、粉体化工程と、銅粉溶解工程と、濾過工程と、電解工程とを含む銅の製造方法で用いられる銅電解液原料を製造する方法であって、
粗銅をアトマイズ法で粉体化処理して粗銅粉とし、
前記アトマイズ法が、扇状かつ平面状に水を噴射し、該水の噴射を3方向から行って逆3角錐状の水噴射形状を形成させ、その略中心部に粗銅を溶融した溶融銅をノズルから流下させることを特徴とする銅電解液原料の製造方法。 - 少なくとも、粉体化工程と、銅粉溶解工程と、濾過工程と、電解工程とを含む銅の製造方法で用いられる銅電解液原料を製造する方法であって、
粗銅をアトマイズ法で粉体化処理して粗銅粉とし、
前記アトマイズ法が、扇状かつ平面状に水を噴射し、該水の噴射を4方向から行って逆4角錐状の水噴射形状を形成させ、その略中心部に粗銅を溶融した溶融銅をノズルから流下させることを特徴とする銅電解液原料の製造方法。 - アトマイズ法による粗銅粉の作製が、粗銅を溶融した溶融銅をタンディッシュ内に貯留し、該タンディッシュ底部のノズルから流下させる溶融銅流を中心とし、該溶融銅流に対し少なくとも3方向から水を高圧で噴射させる請求項1から2のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- アトマイズ法において、水を10MPa〜100MPaの圧力で噴射させる請求項1から3のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- アトマイズ法において、水量が水/溶体比で2以上である請求項1から4のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- ノズルから噴射する水の扇状の頂角θが10°〜30°である請求項1から5のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- 粗銅粉の粒度分布において、粒径250μm以下の粗銅粉の質量割合が90%以上である請求項1から6のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- 粗銅粉の粒度分布において、粒径106μm以下の粗銅粉の質量割合が90%以上である請求項1から7のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- 粗銅を、廃プリント基板、廃電子部品及び廃電気部品から選択される少なくとも1種のリサイクル原料より得る請求項1から8のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- 粗銅中の銅濃度が93質量%〜95質量%である請求項1から9のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法。
- 請求項1から10のいずれかに記載の銅電解液原料の製造方法で製造した銅電解液原料を用いる銅の製造方法であって、
粗銅を粉体化処理して得た粗銅粉を酸溶媒に溶解させて銅電解液とし、該銅電解液を電解して精製銅を得ることを特徴とする銅の製造方法。 - 酸溶媒が、硫酸である請求項11に記載の銅の製造方法。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2007203510A JP5209248B2 (ja) | 2007-08-03 | 2007-08-03 | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2007203510A JP5209248B2 (ja) | 2007-08-03 | 2007-08-03 | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JP2009035799A JP2009035799A (ja) | 2009-02-19 |
JP5209248B2 true JP5209248B2 (ja) | 2013-06-12 |
Family
ID=40437968
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP2007203510A Active JP5209248B2 (ja) | 2007-08-03 | 2007-08-03 | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JP5209248B2 (ja) |
Families Citing this family (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2017042688A (ja) * | 2015-08-24 | 2017-03-02 | 住友金属鉱山株式会社 | スラリーの処理装置、スラリーの排出方法 |
EP3722029A4 (en) * | 2017-12-07 | 2021-09-01 | Mitsubishi Power, Ltd. | METAL POWDER MANUFACTURING DEVICE, ASSOCIATED GAS INJECTOR, AND CRUCIBLE |
JP7135763B2 (ja) * | 2018-11-16 | 2022-09-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 金属粉末の製造方法 |
JP7135762B2 (ja) * | 2018-11-16 | 2022-09-13 | 住友金属鉱山株式会社 | 金属粉末製造装置 |
KR102521234B1 (ko) * | 2021-09-03 | 2023-04-13 | 엘에스전선 주식회사 | 전해동박용 부정형 구리 소재 및 이의 제조방법 |
KR102476685B1 (ko) * | 2022-06-28 | 2022-12-13 | 고려아연 주식회사 | 황산구리 전해액 제조 방법 |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPS4830202B1 (ja) * | 1968-09-28 | 1973-09-18 | ||
JPS5230259B2 (ja) * | 1974-03-30 | 1977-08-06 | ||
JPH09324222A (ja) * | 1996-06-03 | 1997-12-16 | Clean Japan Center | 非鉄金属付着プラスチックからの金属分離回収方法 |
US6451089B1 (en) * | 2001-07-25 | 2002-09-17 | Phelps Dodge Corporation | Process for direct electrowinning of copper |
JP2004169056A (ja) * | 2002-11-15 | 2004-06-17 | Mitsui Mining & Smelting Co Ltd | 導電ペースト用の銅粉及び導電性ペースト並びに導電ペースト用銅粉の製造方法 |
JP4406688B2 (ja) * | 2004-08-19 | 2010-02-03 | 独立行政法人産業技術総合研究所 | 1価銅電解採取プロセスにおける電解液の浄液方法 |
-
2007
- 2007-08-03 JP JP2007203510A patent/JP5209248B2/ja active Active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JP2009035799A (ja) | 2009-02-19 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP5209249B2 (ja) | 銅の製造方法 | |
JP5209248B2 (ja) | 銅電解液原料の製造方法及びこれを用いた銅の製造方法 | |
CN101575715B (zh) | 一种从电子废弃物中提取有价金属的方法 | |
JP5440070B2 (ja) | 混合硫化物からのニッケルの浸出方法 | |
JP5143495B2 (ja) | 銅溶解液の製造方法及び銅の製造方法 | |
CN117916200A (zh) | 硫酸铜电解液制备方法 | |
US10662502B2 (en) | Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching | |
CA2894237C (en) | Method and apparatus for acid granulation of matte | |
JPH11506808A (ja) | 銅マットの電解採取方法 | |
JP2010180450A (ja) | 硫化銅鉱物からの金の濃縮方法 | |
JP5165958B2 (ja) | 貴金属の回収方法及び銅の製造方法 | |
JP2010235999A (ja) | 硫化銅鉱物からの金の濃縮方法 | |
JP6610368B2 (ja) | 塩化ニッケル水溶液の不純物除去方法 | |
JP2009097076A (ja) | 貴金属含有金属硫化物からの有価物回収方法 | |
JP4478637B2 (ja) | 銅転炉ダストの処理方法 | |
JP5016410B2 (ja) | 銅溶解液の浄液方法及び銅の製造方法 | |
JP2021515111A (ja) | 合金の金属を選択的に酸化する方法 | |
US9365910B2 (en) | Method for recovering hard material particles | |
JP2009074128A (ja) | 錫の回収方法 | |
JP6127938B2 (ja) | 銅電解スライムの硫酸浸出液からのテルルの除去方法 | |
EP2681342B1 (de) | Metalltrennungsverfahren | |
CN113293298B (zh) | 一种回收粘土石墨坩埚中金和银的方法 | |
US4564387A (en) | Wet zinc dust atomization and distribution | |
JP7206150B2 (ja) | 銀とSiO2を含むスラリーからSiO2を除去する方法及び銀の精製方法 | |
US20140260807A1 (en) | Systems and methods for improved metal recovery using ammonia leaching |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20100624 |
|
A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20121129 |
|
A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20121204 |
|
A521 | Request for written amendment filed |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20130115 |
|
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: 20130212 |
|
A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20130221 |
|
FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20160301 Year of fee payment: 3 |
|
R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 5209248 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |