JP5938048B2 - Nb又はTaの少なくとも一元素と他のU又は希土類元素の少なくとも一元素の鉱石及び精鉱からの溶解及び回収 - Google Patents
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Description
所望の元素を含む材料を乾燥状態で又は水存在下で酸性焙焼剤と混合したものを焙焼して焼鉱を得る工程;及び、
得られた焼鉱を水溶液中に溶解して、液体画分が三価鉄を少なくとも50g/l、好ましくは少なくとも70g/l、非常に好ましくは少なくとも120g/lの濃度で含むスラリーを得る工程を有し、
上記材料は、上記鉱石又は精鉱で構成されるか、あるいは、上記鉱石又は精鉱から得られた材料であり、上記酸性焙焼剤は、硫酸塩媒質における焙焼を可能とするものであることを特徴とする。
通常は、150〜400℃で、硫酸を用いて、被焙焼乾物燥物1tあたりのH2SO4量が100〜3000kg/t、好ましくは500〜1500kg/tで実施する。よって、被焙焼材料に浸み込ませる酸性溶液は、酸と共に焙焼する材料の水分量に応じてH2SO4を30〜98%含む。溶液の沸点は通常は108〜340℃である。酸焙焼は沸点より低い温度で実施しても高い温度で実施してもよく、好ましくは250〜300℃で実施する。NTURE(少なくとも複数種)を含む鉱物相は定量的に攻撃される(例えばパイロクロア相の90%)。
MOx+xH2SO4→M(SO4)x+xH2O、
具体的には
・鉄:2FeOOH+3H2SO4→Fe2(SO4)3+4H2O
・希土類元素(RE):RE2O3+3H2SO4→RE2(SO4)3+3H2O
に従って硫酸で攻撃される。
通常は、400〜700℃、好ましくは450〜550℃で、三酸化硫黄(SO3)ガス(二酸化硫黄(SO2)の酸化、硫酸(H2SO4)の分解、又は、アルカリ金属ピロ硫酸塩(M2S2O7(式中、M=Na、K等))の分解により生成)を使用して実施する。
MOx+xSO3(g)→M(SO4)x、
具体的には
・鉄:2FeOOH+3SO3→Fe2(SO4)3+H2O
・希土類元素(RE):RE2O3+3SO3→RE2(SO4)3
に従ってSO3ガスの作用で硫酸化される。
・一段階(「並流」という);又は、
・二段階(「向流」という)で実施できる。二段階の場合、第一段階は、被浸出材料(鉱石又は精鉱)を添加することで、再利用された酸度が中和されて酸度が制限されることから「穏和な」段階と呼ぶ。第二段階は、酸が投入される段階であることから「攻撃的」段階と呼ぶ。
(A)(添加した)硫酸の存在下、一段階で並流浸出(ここでの浸出は通常は10〜115℃の温度で実施する)した後、固液分離して、浸出液(焙焼工程より前に回収され、所望元素の一部を含む)と被焙焼浸出残渣を得る工程;又は、
(B)(穏和な条件下(硫酸を加えないで))、再利用した酸の残留した液体(下記参照)の作用で被浸出材料を浸出した後、固液分離して、浸出液(上記焙焼工程より前に回収され、所望元素の一部を含む)と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、上記浸出残渣を硫酸の存在下(攻撃的条件下)で浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、上記第一(穏和な)浸出段階で再利用されるのが好ましい酸の残留した液体(この第二浸出液は、そのままで再利用しても、含有する有価元素を少なくとも部分的に分離してから再利用してもよい(下記参照))とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程を有することが好ましい。
電位を500mV Ag/AgCl超、好ましくは600mV/AgCl以上として、溶液中の二価鉄イオン量を制限する。
2Fe(III)OOH+3H2SO4→Fe(III)2(SO4)3+4H2O
2CaAl3(PO4)(HPO4)(OH)6+11H2SO4→
3Al2(SO4)3+2CaSO4・2H2O+8H2O+4H3PO4
に従って、脈石(例えばクランダライトと針鉄鉱の混合物)を浸出する。
電位を500mV Ag/AgCl未満、好ましくは450mV Ag/AgCl以下として、溶液中の三価鉄イオン量を制限する。
2Fe(III)OOH+3H2SO4→Fe(III)2(SO4)3+4H2O (1)
Fe(III) 2 (SO 4 ) 3 +SO 2 +2H 2 O→2Fe(II)SO 4 +2H 2 SO 4 (4a)
2Fe(III)OOH+H2SO4+SO2→2Fe(II)SO4+2H2O (4)
(A1)電位が500mV Ag/AgCl超、好ましくは600mV Ag/AgCl以上で、(添加した)H2SO4の存在下及び補充物の少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の任意存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、三価鉄浸出液(焙焼工程より前に回収され、所望のNTURE元素の一部を含む)と被焙焼浸出残渣を得る工程;又は、
(A2)電位が500mV Ag/AgCl未満、好ましくは450mV Ag/AgCl以下で、(添加した)H2SO4及び少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、二価鉄浸出液(焙焼工程より前に回収され、ウラン及び/又は希土類元素を本質的に含有する)と、ニオブ及び/又はタンタルが濃縮された被焙焼浸出残渣を得る工程からなる形態。
(B1)電位が500mV Ag/AgCl超、好ましくは600mV Ag/AgCl以上で、H2SO4(再利用品、好ましくは第二浸出段階の再利用品)の存在下及び補充物の少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の任意存在下で浸出後、固液分離して、三価鉄浸出液(焙焼工程より前に回収され、所望元素の一部を含有する)と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、電位が500mV Ag/AgCl超、好ましくは600mV Ag/AgCl以上で、H2SO4の存在下及び補充物の少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の任意存在下、あるいは、電位が500mV Ag/AgCl未満、好ましくは450mV Ag/AgCl以下で、H2SO4及び少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の存在下で上記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、上記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい酸の残留した液体(三価鉄又は二価鉄浸出液)とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程;又は、
(B2)電位が500mV Ag/AgCl未満、好ましくは450mV Ag/AgCl未満で、H2SO4(再利用品、好ましくは第二浸出段階の再利用品)及び少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の存在下で浸出後、固液分離して、二価鉄浸出液(焙焼工程より前に回収され、元々存在していればウラン及び希土類元素を本質的に含有する)と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、電位が500mV Ag/AgCl超、好ましくは600mV Ag/AgCl以上で、H2SO4の存在下及び補充物の少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の任意存在下、あるいは、電位が500mV Ag/AgCl未満、好ましくは450mV Ag/AgCl以下で、H2SO4及び少なくとも1つ(通常は1つ)の還元剤(二酸化硫黄(SO2)、又は、細分化された材料若しくは塊状材料(金属粉、廃物等)である金属(鉄、亜鉛、くず鉄等)等)の存在下で上記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、ニオブ及び/又はタンタルが濃縮された被焙焼第二浸出残渣と、上記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい液体(三価鉄又は二価鉄浸出液)とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程からなる形態。上記第一浸出段階で再利用されるのが好ましい液体は、直接(そのまま)再利用してもよいし、含有するニオブ及び/又はタンタルを少なくとも部分的に分離してから(含有するニオブ及び/又はタンタルの少なくとも部分的な分離後に)再利用してもよい。上記分離は特に限定されないが、特に選択的析出又は溶媒抽出であってもよい。
スラリーを直接、又は、さらに上記スラリーを限られた倍率(好ましくは5倍以下)で希釈した後、固液分離して、溶解した元素の析出を防止する工程を有しており、上記固液分離により、攻撃性固体残渣と、上記溶解元素を含む焙焼浸出液を得ることが好ましい。
上記(A)又は(B)型(好ましくは上記(A1)、(A2)、(B1)又は(B2)型、非常に好ましくは上記(A2)又は(B2)型)で浸出し、浸出液と浸出残渣を回収する(下流)工程;
上記浸出残渣を超微粉砕する任意工程;
上記粉砕されていてもよい浸出残渣を焙焼する工程;
上記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程;
上記スラリーを直接、又は、上記スラリーを限られた倍率(上記参照)で希釈したものを固液分離して、攻撃性固体残渣と、所望の(溶解)有価元素を含む焙焼浸出液を得る工程;並びに、
上記焙焼浸出液からニオブ及び/又はタンタルを分離し、上記ニオブ及び/又はタンタルが分離され(「分離」という語についての上記記載を参照)、場合によってはさらに希釈された上記浸出液を上記浸出工程において再利用する工程を有する。
物理的に濃縮されていてもよい鉱石又は精鉱(鉄を含む)をスライム除去して、一方では鉄含有スライムを、他方ではスライム除去された鉱石又は精鉱(すなわち、スライムの少なくとも一部(通常は50重量%超)を取り除いた鉱石又は精鉱)を回収する工程;
上記工程1で回収したスライムの一部(通常は、以下の焙焼工程では使用されない上記回収スライムの一部)を添加してもよい上記スライム除去鉱石又は精鉱を上記(A)又は(B)型(好ましくは上記(A1)、(A2)、(B1)又は(B2)型、非常に好ましくは上記(A2)又は(B2)型)で浸出し、その後、浸出液と浸出残渣を回収する工程;
上記浸出残渣を超微粉砕する任意工程;
上記工程1で回収したスライムの別の一部によって鉄を添加して、上記粉砕されていてもよい浸出残渣を焙焼する工程;
上記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程;
上記スラリーを直接、又は、上記スラリーを限られた倍率(上記参照)で希釈したものを固液分離して、攻撃性残渣と、所望の(溶解)元素を含む焙焼浸出液を得る工程;
上記焙焼浸出液からニオブ及び/又はタンタルを分離し、上記ニオブ及び/又はタンタルが分離され、場合によってはさらに希釈された上記焙焼浸出液を上記浸出工程において再利用する工程を有する。
1)図中、任意の操作(任意段階、任意添加)は点線で示した。
2)処理される材料はNb、Ta、U及びREを含むと仮定する。
図2A1では、上記三価鉄条件下での並流浸出が行われる。SO2等の還元剤は必ずしも添加されず(従って点線である)、いずれの場合も補充物として添加されるのみである。(被浸出材料中に存在する)有価元素の抽出収率は、考慮される元素によって異なる。通常、ニオブ及びタンタルの場合には抽出収率は低いままである(下記実施例α及びβ参照)。
図2A2では、上記二価鉄条件下での並流浸出が行われる。SO2等の還元剤は必ず添加される。この還元剤により、浸出したニオブ及び/又はタンタル(これら2つの元素が被浸出材料に存在していた場合)が析出し、それにより、本質的にウラン及び希土類元素(これらが被浸出材料に元々存在していた場合)を含む二価鉄大気圧浸出液と、ニオブ及びタンタル(これら2つの元素が被浸出材料に存在していた場合)に富む浸出残渣が得られる(下記実施例γ参照)。
図2B1では、(被浸出材料中に存在する)所望のNTURE元素の一部を含む三価鉄大気圧浸出液が得られる三価鉄条件下における第一の「穏和な」浸出段階(補充物のSO2等の還元剤のみが添加される場合が多い)と、三価鉄条件下における第二の「攻撃的」浸出段階とを有する向流浸出が行われる。
図2B2では、(被浸出材料中に元々存在している場合は)ウラン及び/又は希土類元素を本質的に含有する二価鉄大気圧浸出液と、ニオブ及び/又はタンタルに富む浸出残渣が得られる二価鉄条件下における第一の「穏和な」浸出段階(還元剤の関与を参照)を有する向流浸出が行われる。なお、三価鉄条件下で実施される第二の「攻撃的」浸出で得られる浸出液は、直接、又は、Nb、Ta等を分離してから(酸と共に)再利用できる。「完全」分離を概略的に示している。
実施例1:超微粉砕を伴った直接硫酸化焙焼
パイロクロア鉱石を垂直ミルに入れ、ボールで攪拌しながら粉砕して、4ミクロンでの通過率が80重量%となる粒子径とした。
実施例2:超微粉砕を伴った酸焙焼(溶解時にSO 2 を使用せず)
パイロクロア鉱石を垂直ミルに入れ、ボールで攪拌しながら粉砕して、18ミクロンでの通過率が100重量%となる粒子径とした。
パイロクロア鉱石を垂直ミルに入れ、ボールで攪拌しながら粉砕して、10ミクロンでの通過率が100重量%となる粒子径とした。
使用した鉱石を分析した結果は以下の通りである。
本試験で使用した焼鉱は、実施例3で得たものと同じである。
大気圧浸出
実施例α:補充物の還元剤存在下での三価鉄並流浸出(図2A1)
パイロクロア鉱石を粉砕し、106ミクロンでの通過率が100重量%となる粒子径とした。鉱石を分析した結果は以下の通りである。
パイロクロア鉱石を粉砕し、630ミクロンでの通過率が100重量%となる粒子径とした。鉱石を分析した結果は以下の通りである。
パイロクロア鉱石151gを粉砕し、100%の粒子が71ミクロンの篩を通過するような粒子径とする。
蒸留水945gと、固液分離後に再利用した攻撃性三価鉄浸出濾液950ml(H+濃度3.8mol/l)とが入った2Lガラス反応器に鉱石350gを投入する。
a.精鉱の非直接酸焙焼(鉄供給源無し)
b.焼鉱の溶解(鉄供給源無し)
実施例αに記載の並流浸出により、パイロクロア鉱石中に存在する有価元素を濃縮した。
a.精鉱の非直接酸焙焼(鉄供給源無し)
b.焼鉱の溶解(鉄供給源(合成塩)有り)
実施例αに記載の並流浸出により、パイロクロア鉱石中に存在する有価元素を濃縮した。
a.精鉱の非直接酸焙焼(鉄供給源(合成塩)有り)
b.焼鉱の溶解
実施例αに示したプロトコルに従って並流浸出を実施した。
a.非直接酸焙焼(再利用無し、粉砕無し)
b.焼鉱の溶解
実施例αに記載した並流大気圧浸出でパイロクロア鉱石を処理する。
a.非直接酸焙焼(再利用無し、粉砕無し)
b.焼鉱の溶解
実施例γに記載した二価鉄並流大気圧浸出でパイロクロア鉱石を処理する。
a.非直接酸焙焼(再利用無し、粉砕有り)
b.焼鉱の溶解
実施例γに記載した二価鉄並流大気圧浸出でパイロクロア鉱石を処理する。
a.非直接酸焙焼
b.焼鉱の溶解
実施例δで記載したように二価鉄及び三価鉄向流浸出を実施したところ、乾燥残渣62gと攻撃性三価鉄浸出濾液157g(すなわち、乾燥浸出残渣1トンあたり硫酸鉄(III)330kg)とを含む未洗浄残渣219gを得る。該残渣を磁製るつぼに入れてから、濃硫酸85g(乾燥残渣1トンあたり酸1370kgの割合)と混合する。得た混合物を300℃で4時間焙焼し、焼鉱を得る。焼鉱は実施例8に記載した条件下で溶解させる。焙焼時の仕込み分におけるFe/(Nb+Ta)モル比は15mol/molである。
Claims (20)
- 鉱石又は精鉱中に存在する、ニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を溶解する方法であって、
前記元素を含む材料を乾燥状態で又は水存在下で酸性焙焼剤と混合したものを焙焼して焼鉱を得る工程;及び、
得られた焼鉱を水溶液中に溶解して、液体画分が三価鉄を少なくとも50g/lの濃度で含むスラリーを得る工程を有し、
前記材料は、前記鉱石又は精鉱で構成されるか、あるいは、前記鉱石又は精鉱から得られた材料であり、
前記酸性焙焼剤は、硫酸塩媒質における焙焼を可能とするものであって、H 2 SO 4 及び/又はSO 3 及び/又は少なくとも1つのアルカリ金属ピロ硫酸塩であることを特徴とする方法。 - 前記スラリー中に存在する鉄は、前記焼鉱中に存在していたもの、並びに/又は、少なくとも一部が液体及び/若しくは固体として前記焼鉱に添加されたものであることを特徴とする、請求項1に記載の方法。
- 硫酸を添加することなく前記焼鉱を溶解することを特徴とする、請求項1又は2に記載の方法。
- 還元剤を添加して前記焼鉱を溶解することを特徴とする、請求項1〜3のいずれか1項に記載の方法。
- 前記焙焼は、固液反応の酸焙焼であることを特徴とする、請求項1〜4のいずれか1項に記載の方法。
- 前記焙焼は、気固反応の硫酸化焙焼であることを特徴とする、請求項1〜4のいずれか1項に記載の方法。
- 前記焙焼は、三価鉄の存在下で実施され、
前記鉄は、前記被焙焼材料中に元から存在していたもの、並びに/又は、少なくとも一部が液体及び/若しくは固体として前記被焙焼材料に添加されたものであることを特徴とする、請求項1〜6のいずれか1項に記載の方法。 - 前記焙焼は、リン酸塩の存在下で実施され、
前記リン酸塩は、前記被焙焼材料中に元から存在していたもの、並びに/又は、少なくとも一部が液体及び/若しくは固体として前記被焙焼材料に添加されたものであることを特徴とする、請求項1〜7のいずれか1項に記載の方法。 - 前記焙焼工程より前に、
前記鉱石若しくは精鉱を物理的に濃縮する工程及び/又は化学的に処理する工程を更に有することを特徴とする、請求項1〜8のいずれか1項に記載の方法。 - 前記焙焼工程より前に、
鉱石又は精鉱を酸浸出する工程を更に有することを特徴とする、請求項1〜9のいずれか1項に記載の方法。 - 前記焙焼工程より前に、
(A)硫酸の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、浸出液と被焙焼浸出残渣を得る工程;又は、
(B)浸出後、固液分離して、浸出液と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、前記第一浸出残渣を硫酸の存在下で浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と液体とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程を更に有することを特徴とする、請求項10に記載の方法。 - 前記焙焼工程より前に、
(A1)電位が500mV Ag/AgCl超で、H2SO4の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、三価鉄浸出液と被焙焼浸出残渣を得る工程;
(A2)電位が500mV Ag/AgCl未満で、H2SO4及び少なくとも1つの還元剤の存在下、一段階で並流浸出した後、固液分離して、二価鉄浸出液と、ニオブ及び/又はタンタルが濃縮された被焙焼浸出残渣を得る工程;
(B1)電位が500mV Ag/AgCl超で、H2SO4の存在下で浸出後、固液分離して、三価鉄浸出液と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、
電位が500mV Ag/AgCl超で、H2SO4の存在下、あるいは、電位が500mV Ag/AgCl未満で、H2SO4及び少なくとも1つの還元剤の存在下で前記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、被焙焼第二浸出残渣と、酸の残留した液体とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程;又は、
(B2)電位が500mV Ag/AgCl未満で、H2SO4及び少なくとも1つの還元剤の存在下で浸出後、固液分離して、二価鉄浸出液と第一浸出残渣を得る第一浸出段階と、
電位が500mV Ag/AgCl超で、H2SO4の存在下、あるいは、電位が500mV Ag/AgCl未満で、H2SO4及び少なくとも1つの還元剤の存在下で前記第一浸出残渣を浸出後、固液分離して、ニオブ及び/又はタンタルが濃縮された被焙焼第二浸出残渣と、液体とを得る第二浸出段階を有する二段階で向流浸出する工程を更に有していることを特徴とする、請求項10又は11に記載の方法。 - 前記浸出は(A2)型又は(B2)型であることを特徴とする、請求項12に記載の方法。
- 前記焙焼工程より前に、
前記被焙焼材料の粒子径が30μm以下になるように前記材料を超微粉砕する工程を更に有することを特徴とする、請求項1〜13のいずれか1項に記載の方法。 - 前記溶解工程より後に、
前記スラリーを直接、又は、さらに前記スラリーを限られた倍率で希釈した後、固液分離して、溶解した前記元素の析出を防止する工程を更に有しており、
前記固液分離により、固体残渣と、前記溶解元素を含む焙焼浸出液を得ることを特徴とする、請求項1〜14のいずれか1項に記載の方法。 - 前記溶解工程より後に、
前記焙焼浸出液からニオブ及び/又はタンタルを分離する工程を更に有することを特徴とする、請求項15に記載の方法。 - 請求項12に記載の(A1)、(A2)、(B1)又は(B2)型で浸出し、浸出液と浸出残渣を回収する工程、
前記浸出残渣を焙焼する工程、
前記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程、
前記スラリーを直接、又は、前記スラリーを限られた倍率で希釈したものを固液分離して、固体残渣と、所望元素を含む焙焼浸出液を得る工程、並びに、
前記焙焼浸出液からニオブ及び/又はタンタルを分離し、前記ニオブ及び/又はタンタルが分離された前記浸出液を前記浸出工程において再利用する工程を有することを特徴とする、請求項11〜16のいずれか1項に記載の方法。 - 鉱石又は精鉱をスライム除去して、一方では鉄含有スライムを、他方ではスライム除去された鉱石又は精鉱を回収する工程、
前記スライム除去鉱石又は精鉱を請求項12に記載の(A1)、(A2)、(B1)又は(B2)型で浸出し、浸出液と浸出残渣を回収する工程、
前記回収したスライムの別の一部によって鉄を添加して、前記浸出残渣を焙焼する工程、
前記焙焼後に得られた焼鉱を溶解してスラリーを得る工程、
前記スラリーを直接、又は、前記スラリーを限られた倍率で希釈したものを固液分離して、残渣と、所望元素を含む焙焼浸出液を得る工程、並びに、
前記焙焼浸出液からニオブ及び/又はタンタルを分離し、前記ニオブ及びタンタルが分離された前記焙焼浸出液を前記浸出工程において再利用する工程を有することを特徴とする、請求項11〜16のいずれか1項に記載の方法。 - 鉱石又は精鉱を用いて実施され、
前記鉱石は、パイロクロア、ユークセナイト、サマルスカイト、ペロブスカイト及びフェルグソナイト類、並びに、これらの混合物である鉱物群から選択されることを特徴とする、請求項1〜18のいずれか1項に記載の方法。 - さらに、溶解したニオブ及びタンタルから選択される少なくとも一元素と、他のウラン及び希土類元素から選択される少なくとも一元素を分離して回収する工程を有することを特徴とする、請求項1〜19のいずれか1項に記載の方法。
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