JPH05171310A - 還元焙焼による亜鉛製錬法 - Google Patents
還元焙焼による亜鉛製錬法Info
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- JPH05171310A JPH05171310A JP3356497A JP35649791A JPH05171310A JP H05171310 A JPH05171310 A JP H05171310A JP 3356497 A JP3356497 A JP 3356497A JP 35649791 A JP35649791 A JP 35649791A JP H05171310 A JPH05171310 A JP H05171310A
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- roasted
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- 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
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- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】
【目的】 鉄分の残渣処理の問題がない亜鉛製錬法を提
供する。 【構成】 亜鉛の湿式製錬において、酸化焙焼して得ら
れた亜鉛焼鉱を還元焙焼して亜鉛焼鉱中のZn-フェライトをＦ
ｅＯまたはＦｅ3Ｏ4に分解し、これらを浸出工程におい
て溶出除去する。 【効果】 酸化焙焼した亜鉛焼鉱をさらに弱還元性雰囲
気で700〜750℃で還元焙焼することにより焼鉱中のZn-フ
ェライト(ZnO・Fe2O3)が硫酸に溶解し易いZnOとFeOまたはZnO
とFe3O4に分解する結果、酸浸出によりZn98％程度、Fe7
0％程度の高い浸出率で亜鉛、鉄が浸出する。従って、
従来のように亜鉛がZn-フェライトの形で未溶解の残渣に取込
まれることがなく、高い浸出率で亜鉛を浸出でき、亜鉛
の採取率を高めることができる。
供する。 【構成】 亜鉛の湿式製錬において、酸化焙焼して得ら
れた亜鉛焼鉱を還元焙焼して亜鉛焼鉱中のZn-フェライトをＦ
ｅＯまたはＦｅ3Ｏ4に分解し、これらを浸出工程におい
て溶出除去する。 【効果】 酸化焙焼した亜鉛焼鉱をさらに弱還元性雰囲
気で700〜750℃で還元焙焼することにより焼鉱中のZn-フ
ェライト(ZnO・Fe2O3)が硫酸に溶解し易いZnOとFeOまたはZnO
とFe3O4に分解する結果、酸浸出によりZn98％程度、Fe7
0％程度の高い浸出率で亜鉛、鉄が浸出する。従って、
従来のように亜鉛がZn-フェライトの形で未溶解の残渣に取込
まれることがなく、高い浸出率で亜鉛を浸出でき、亜鉛
の採取率を高めることができる。
Description
【０００１】
【産業上の利用分野】本発明は、浸出工程において亜鉛
の浸出率を低下させるZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)を焙焼工程
で分解処理することにより亜鉛の浸出率を高めた湿式亜
鉛製錬法に関し、鉄分の多い亜鉛精鉱に対して特に効果
的な湿式亜鉛製錬法を提供する。
の浸出率を低下させるZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)を焙焼工程
で分解処理することにより亜鉛の浸出率を高めた湿式亜
鉛製錬法に関し、鉄分の多い亜鉛精鉱に対して特に効果
的な湿式亜鉛製錬法を提供する。
【０００２】
【従来技術とその課題】亜鉛の湿式製錬法は古くから実
施されており各種の改良法も提案され実施されている
が、焙焼−浸出−浄液−電解の基本工程は変わらない。
一方、原料である亜鉛精鉱の不純物含有率は最近高くな
る傾向にあり、今後開発される鉱山においても複雑硫化
鉱が多くこの傾向は今後も続くことが予想されている。
一例として、亜鉛精鉱中の鉄分は従来２〜３wt％であっ
たが、わが国でここ数年用いられている亜鉛精鉱中の鉄
の含有率は平均7.1wt ％と高く、10wt％を超えるものも
稀ではない。亜鉛湿式製錬の基本は、硫化亜鉛の状態の
亜鉛精鉱を酸化焙焼して酸化亜鉛とし、これを硫酸溶液
(亜鉛電解尾液)で浸出し、得られた硫酸亜鉛溶液から電
解採取によって金属亜鉛を得る方法である。ここで亜鉛
精鉱中に鉄が存在するとその鉄の大部分が酸化焙焼によ
って希硫酸に溶け難いZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)に変化す
る。従って精鉱中の鉄の含有量が増えると浸出工程にお
いて未溶解の浸出残渣量が多くなり、残渣処理に多大な
負担を生じると共に目的金属の亜鉛がZn-フェライトに取込ま
れて浸出率が低下し採取率が大幅に低下する。そこで亜
鉛の浸出率を高めるため、浸出工程を中性浸出と酸性浸
出の二段階に行い、中性浸出で生じた残渣を更に酸性浸
出して亜鉛を溶出させる方法が一般に行なわれている
が、温度および硫酸濃度を高めても多量のZn-フェライトが未
溶解残渣として残り亜鉛の浸出率を高めるうえで限界が
ある。因みに、上記残渣処理方法については浸出工程も
含めて次のような種々の方法が従来知られている。 (イ) 並行中性浸出法−鉛溶鉱炉−スラグ還元、ヘマタイ
ト法、ジャロサイト法 (ロ) 向流２段浸出法−ゲーサイト法、パラゲーサイト
法、ウェルツ法、 硫酸化焙焼−浸出−浮選 しかし何れの残渣処理もその工程が複雑であり、またジ
ャロサイト法のように廃棄物量が多い点も問題である。
従って、今後の湿式亜鉛製錬においては、残渣処理の工
程が簡単で廃棄物量の少ない処理方法が求められ、さら
には残渣処理工程を伴わない製錬方法が求められる。
施されており各種の改良法も提案され実施されている
が、焙焼−浸出−浄液−電解の基本工程は変わらない。
一方、原料である亜鉛精鉱の不純物含有率は最近高くな
る傾向にあり、今後開発される鉱山においても複雑硫化
鉱が多くこの傾向は今後も続くことが予想されている。
一例として、亜鉛精鉱中の鉄分は従来２〜３wt％であっ
たが、わが国でここ数年用いられている亜鉛精鉱中の鉄
の含有率は平均7.1wt ％と高く、10wt％を超えるものも
稀ではない。亜鉛湿式製錬の基本は、硫化亜鉛の状態の
亜鉛精鉱を酸化焙焼して酸化亜鉛とし、これを硫酸溶液
(亜鉛電解尾液)で浸出し、得られた硫酸亜鉛溶液から電
解採取によって金属亜鉛を得る方法である。ここで亜鉛
精鉱中に鉄が存在するとその鉄の大部分が酸化焙焼によ
って希硫酸に溶け難いZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)に変化す
る。従って精鉱中の鉄の含有量が増えると浸出工程にお
いて未溶解の浸出残渣量が多くなり、残渣処理に多大な
負担を生じると共に目的金属の亜鉛がZn-フェライトに取込ま
れて浸出率が低下し採取率が大幅に低下する。そこで亜
鉛の浸出率を高めるため、浸出工程を中性浸出と酸性浸
出の二段階に行い、中性浸出で生じた残渣を更に酸性浸
出して亜鉛を溶出させる方法が一般に行なわれている
が、温度および硫酸濃度を高めても多量のZn-フェライトが未
溶解残渣として残り亜鉛の浸出率を高めるうえで限界が
ある。因みに、上記残渣処理方法については浸出工程も
含めて次のような種々の方法が従来知られている。 (イ) 並行中性浸出法−鉛溶鉱炉−スラグ還元、ヘマタイ
ト法、ジャロサイト法 (ロ) 向流２段浸出法−ゲーサイト法、パラゲーサイト
法、ウェルツ法、 硫酸化焙焼−浸出−浮選 しかし何れの残渣処理もその工程が複雑であり、またジ
ャロサイト法のように廃棄物量が多い点も問題である。
従って、今後の湿式亜鉛製錬においては、残渣処理の工
程が簡単で廃棄物量の少ない処理方法が求められ、さら
には残渣処理工程を伴わない製錬方法が求められる。
【０００３】
【発明の解決課題】本発明は、従来の湿式亜鉛製錬にお
ける未溶解残渣の問題を解決して亜鉛の採取率を高めた
製錬方法を提供することを目的とする。本発明者等は、
酸化焙焼した亜鉛焼鉱をさらに弱還元性雰囲気で700〜7
50℃で還元焙焼すれば焼鉱中のZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)が
容易にZnOとFeO又はZnOとFe3O4に分解し、酸浸出により
Zn98％程度、Fe70％程度が浸出し、従って、従来のよう
に亜鉛がZn-フェライトの形で未溶解の残渣に取込まれること
がなく、高い浸出率で亜鉛を浸出でき、亜鉛の採取率を
高めることができることを見出だした。
ける未溶解残渣の問題を解決して亜鉛の採取率を高めた
製錬方法を提供することを目的とする。本発明者等は、
酸化焙焼した亜鉛焼鉱をさらに弱還元性雰囲気で700〜7
50℃で還元焙焼すれば焼鉱中のZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)が
容易にZnOとFeO又はZnOとFe3O4に分解し、酸浸出により
Zn98％程度、Fe70％程度が浸出し、従って、従来のよう
に亜鉛がZn-フェライトの形で未溶解の残渣に取込まれること
がなく、高い浸出率で亜鉛を浸出でき、亜鉛の採取率を
高めることができることを見出だした。
【０００４】
【課題の解決手段：発明の構成】本発明の還元焙焼によ
る亜鉛製錬法は、亜鉛の湿式製錬において、酸化焙焼し
て得られた亜鉛焼鉱を還元焙焼して亜鉛焼鉱中のZn-フェラ
イトをFeOまたはFe3O4に分解し、浸出工程において溶出除
去することを特徴とする。本発明に係る製錬工程の概略
を図１に示す。図示するように、亜鉛精鉱を流動焙焼炉
などで約1000℃で酸化焙焼する。この酸化焙焼は従来と
同様であり、使用する焙焼炉は流動焙焼炉に限らず、ま
た焙焼温度も適宜定められる。酸化焙焼によりZnSはZnO
に酸化されると共に焼鉱中の鉄はZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)
になる。この亜鉛焼鉱をさらに焙焼直後の保有熱を利用
して、流動焙焼炉またはロータリーキルンで CO/CO2=1/
1〜1/4の弱還元性雰囲気で600〜900、好ましくは700〜7
50℃の温度で還元焙焼する。600℃以下では反応速度が
遅く、また900℃以上では徒に熱損失が増加する。なお
還元雰囲気を得るには亜鉛焼鉱と共にコークスを投入し
てもよい。上記還元焙焼により亜鉛焼鉱中のZn-フェライト(Z
nO・Fe2O3)は硫酸に溶解し易いZnOとFeOまたはZnOとFe3O
4に分解する。
る亜鉛製錬法は、亜鉛の湿式製錬において、酸化焙焼し
て得られた亜鉛焼鉱を還元焙焼して亜鉛焼鉱中のZn-フェラ
イトをFeOまたはFe3O4に分解し、浸出工程において溶出除
去することを特徴とする。本発明に係る製錬工程の概略
を図１に示す。図示するように、亜鉛精鉱を流動焙焼炉
などで約1000℃で酸化焙焼する。この酸化焙焼は従来と
同様であり、使用する焙焼炉は流動焙焼炉に限らず、ま
た焙焼温度も適宜定められる。酸化焙焼によりZnSはZnO
に酸化されると共に焼鉱中の鉄はZn-フェライト(ZnO・Fe2O3)
になる。この亜鉛焼鉱をさらに焙焼直後の保有熱を利用
して、流動焙焼炉またはロータリーキルンで CO/CO2=1/
1〜1/4の弱還元性雰囲気で600〜900、好ましくは700〜7
50℃の温度で還元焙焼する。600℃以下では反応速度が
遅く、また900℃以上では徒に熱損失が増加する。なお
還元雰囲気を得るには亜鉛焼鉱と共にコークスを投入し
てもよい。上記還元焙焼により亜鉛焼鉱中のZn-フェライト(Z
nO・Fe2O3)は硫酸に溶解し易いZnOとFeOまたはZnOとFe3O
4に分解する。
【０００５】この還元焙焼した焼鉱を浸出工程に送り酸
浸出を行なう。この酸浸出により大部分の亜鉛と鉄は浸
出液中に溶出する。 CO:150ml/min、CO2:150ml/min、
N2:200ml/minの弱還元雰囲気で、700℃、60分ないし120
分還元焙焼した亜鉛焼鉱を、液温60℃、濃度0.25mol/l
の硫酸を用いて酸浸出した結果の一例を図２に示す。な
お還元焙焼せずに同一条件で酸浸出した場合の結果を併
せて図２に示す。図示するように、還元焙焼しない場合
のZn浸出率は90％以下であり、またFeの浸出率は約５％
程度と極めて低い。一方、還元焙焼したものはZn浸出率
が98％程度、Fe浸出率が約55〜70％程度(中性液中の鉄
濃度:約10〜15g/l)であり、高い浸出率を示している。
浸出を行なう。この酸浸出により大部分の亜鉛と鉄は浸
出液中に溶出する。 CO:150ml/min、CO2:150ml/min、
N2:200ml/minの弱還元雰囲気で、700℃、60分ないし120
分還元焙焼した亜鉛焼鉱を、液温60℃、濃度0.25mol/l
の硫酸を用いて酸浸出した結果の一例を図２に示す。な
お還元焙焼せずに同一条件で酸浸出した場合の結果を併
せて図２に示す。図示するように、還元焙焼しない場合
のZn浸出率は90％以下であり、またFeの浸出率は約５％
程度と極めて低い。一方、還元焙焼したものはZn浸出率
が98％程度、Fe浸出率が約55〜70％程度(中性液中の鉄
濃度:約10〜15g/l)であり、高い浸出率を示している。
【０００６】上記浸出工程で得た溶液(中性液)のpHは約
５前後であり、弱酸性溶液である。酸性溶液中のFe2+の
酸化速度は一般に遅いが、弱酸性溶液中のFe2+はSO2-O2
雰囲気中で非常によく酸化される。本発明ではこれを利
用し、中性液中のFe2+を除去することができる。具体的
には一例としてゲーサイト法を利用し、 Fe2+濃度0.1mo
l/l、H2SO4濃度0.05mol/l、液温80℃において、SO2を１
％混合したO2を液中に吹込むことにより60分後にはFe2+
が全てFe3+に酸化され、ゲーサイト(FeOOH)として沈殿
し、これを固液分離することにより中性液中から容易に
鉄を除去することができる。なお中性液から鉄を沈殿分
離する方法はゲーサイト法に限らず、ジャロサイト法や
ヘマタイト法など他の方法を適宜利用することもでき
る。なお不純物のCd、Cuは浸出工程で溶解するので、浄
液工程においてZn粉末を用いて置換沈澱することにより
除去回収することができる。またAs、SbはFeを除去する
工程でFeとの共沈により除去することができる。一方、
中性浸出で生じた未溶解の残渣は酸性浸出を行い、Pb-A
g残渣を除去すると共に酸性浸出液を中性浸出工程に回
送し再利用する。これらの残渣の処理方法は限定され
ず、従来の方法により処理することができる。
５前後であり、弱酸性溶液である。酸性溶液中のFe2+の
酸化速度は一般に遅いが、弱酸性溶液中のFe2+はSO2-O2
雰囲気中で非常によく酸化される。本発明ではこれを利
用し、中性液中のFe2+を除去することができる。具体的
には一例としてゲーサイト法を利用し、 Fe2+濃度0.1mo
l/l、H2SO4濃度0.05mol/l、液温80℃において、SO2を１
％混合したO2を液中に吹込むことにより60分後にはFe2+
が全てFe3+に酸化され、ゲーサイト(FeOOH)として沈殿
し、これを固液分離することにより中性液中から容易に
鉄を除去することができる。なお中性液から鉄を沈殿分
離する方法はゲーサイト法に限らず、ジャロサイト法や
ヘマタイト法など他の方法を適宜利用することもでき
る。なお不純物のCd、Cuは浸出工程で溶解するので、浄
液工程においてZn粉末を用いて置換沈澱することにより
除去回収することができる。またAs、SbはFeを除去する
工程でFeとの共沈により除去することができる。一方、
中性浸出で生じた未溶解の残渣は酸性浸出を行い、Pb-A
g残渣を除去すると共に酸性浸出液を中性浸出工程に回
送し再利用する。これらの残渣の処理方法は限定され
ず、従来の方法により処理することができる。
【０００７】溶液中の鉄を除去した中性液は浄液工程お
よび電解工程に送り、浄液処理後、電解工程で亜鉛を電
解採取する。浄液方法および電解方法は制限されない。
よび電解工程に送り、浄液処理後、電解工程で亜鉛を電
解採取する。浄液方法および電解方法は制限されない。
【０００８】実施例 酸化焙焼して得られた亜鉛焼鉱を5.0g/min、コークスを
0.3g/minの割合でロータリーキルン(75mm¢x1500mm)に
装入し、燃焼用ガスの空気 (O2:0.292 Nl/min、N2:1.09
8Nl/min)を送り、700℃の温度で連続的に還元焙焼を行
ない、4.97g/minの亜鉛焼鉱を得た。(排ガス CO:0.195N
l/min、CO2:0.195Nl/min、N2:1.098Nl/min) この亜鉛
焼鉱を液温60℃、濃度0.25mol/l の硫酸を用いて酸浸出
したところ亜鉛、鉄等の浸出率は各々次のとおりであっ
た。 Ｚｎ：98％、Ｃｕ：96％、Ｃｄ：90％、Ｆｅ：70％
0.3g/minの割合でロータリーキルン(75mm¢x1500mm)に
装入し、燃焼用ガスの空気 (O2:0.292 Nl/min、N2:1.09
8Nl/min)を送り、700℃の温度で連続的に還元焙焼を行
ない、4.97g/minの亜鉛焼鉱を得た。(排ガス CO:0.195N
l/min、CO2:0.195Nl/min、N2:1.098Nl/min) この亜鉛
焼鉱を液温60℃、濃度0.25mol/l の硫酸を用いて酸浸出
したところ亜鉛、鉄等の浸出率は各々次のとおりであっ
た。 Ｚｎ：98％、Ｃｕ：96％、Ｃｄ：90％、Ｆｅ：70％
【０００９】
【発明の効果】本発明の亜鉛製錬方法においては、酸化
焙焼した亜鉛焼鉱をさらに弱還元性雰囲気で700〜750℃
で還元焙焼することにより焼鉱中のZn-フェライト(ZnO・Fe
2O3)が硫酸に溶解し易いZnOとFeOまたはZnOとFe3O4に分
解する結果、酸浸出によりZn98％程度、Fe70％程度の高
い浸出率で亜鉛、鉄が浸出する。従って、従来のように
亜鉛がZn-フェライトの形で未溶解の残渣に取込まれることが
なく、高い浸出率で亜鉛を浸出でき、亜鉛の採取率を高
めることができる。
焙焼した亜鉛焼鉱をさらに弱還元性雰囲気で700〜750℃
で還元焙焼することにより焼鉱中のZn-フェライト(ZnO・Fe
2O3)が硫酸に溶解し易いZnOとFeOまたはZnOとFe3O4に分
解する結果、酸浸出によりZn98％程度、Fe70％程度の高
い浸出率で亜鉛、鉄が浸出する。従って、従来のように
亜鉛がZn-フェライトの形で未溶解の残渣に取込まれることが
なく、高い浸出率で亜鉛を浸出でき、亜鉛の採取率を高
めることができる。
【図１】 本発明の製錬方法の概略を示すフローシー
ト。
ト。
【図２】 本発明におけるFeとZnの浸出率の一例を示す
グラフ。
グラフ。
Claims (3)
- 【請求項１】 亜鉛の湿式製錬において、酸化焙焼して
得られた亜鉛焼鉱を還元焙焼して亜鉛焼鉱中のZn-フェライト
をＦｅＯまたはＦｅ3Ｏ4に分解し、浸出工程において溶
出除去することを特徴とする還元焙焼による亜鉛製錬
法。 - 【請求項２】 酸化焙焼して得られた亜鉛焼鉱を、ＣＯ
／ＣＯ2 ＝１／１〜１／４の弱還元性雰囲気で６００〜
９００℃の温度下で還元焙焼する請求項１の亜鉛製錬
法。 - 【請求項３】 酸化焙焼して得られた亜鉛焼鉱を焙焼直
後の保有熱を利用して流動焙焼炉またはロータリーキル
ンで焙焼する請求項１または請求項２の亜鉛製錬法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3356497A JPH05171310A (ja) | 1991-12-25 | 1991-12-25 | 還元焙焼による亜鉛製錬法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3356497A JPH05171310A (ja) | 1991-12-25 | 1991-12-25 | 還元焙焼による亜鉛製錬法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH05171310A true JPH05171310A (ja) | 1993-07-09 |
Family
ID=18449314
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP3356497A Pending JPH05171310A (ja) | 1991-12-25 | 1991-12-25 | 還元焙焼による亜鉛製錬法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH05171310A (ja) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0272066A2 (en) * | 1986-12-16 | 1988-06-22 | Ngk Insulators, Ltd. | Ceramic sintered bodies and a process for manufacturing the same |
| JP2014510841A (ja) * | 2011-04-15 | 2014-05-01 | テアエメ５・ソシエダッド・リミターダ | 硫化亜鉛精鉱から出発して硫黄媒体内の亜鉛を回収する湿式製錬法 |
| JP2015516033A (ja) * | 2012-05-07 | 2015-06-04 | 成都易態科技有限公司 | 亜鉛溶液の浄化におけるカドミウム除去工法および亜鉛溶液の浄化方法 |
| WO2017090784A1 (ko) * | 2015-11-23 | 2017-06-01 | 주식회사 엑스메텍 | 친환경 아연제련 공법 |
| CN114752781A (zh) * | 2022-03-25 | 2022-07-15 | 桂林理工大学 | 一种锌精矿加碳氧化焙烧和浸出的方法 |
| WO2023234608A1 (ko) * | 2022-10-14 | 2023-12-07 | 고려아연 주식회사 | 아연 제련 공정의 부산물인 산화철로부터 고품위 정제 산화철의 제조방법 |
-
1991
- 1991-12-25 JP JP3356497A patent/JPH05171310A/ja active Pending
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP0272066A2 (en) * | 1986-12-16 | 1988-06-22 | Ngk Insulators, Ltd. | Ceramic sintered bodies and a process for manufacturing the same |
| EP0272066A3 (en) * | 1986-12-16 | 1989-07-12 | Ngk Insulators, Ltd. | Ceramic sintered bodies and a process for manufacturing ceramic sintered bodies and a process for manufacturing the same the same |
| JP2014510841A (ja) * | 2011-04-15 | 2014-05-01 | テアエメ５・ソシエダッド・リミターダ | 硫化亜鉛精鉱から出発して硫黄媒体内の亜鉛を回収する湿式製錬法 |
| JP2015516033A (ja) * | 2012-05-07 | 2015-06-04 | 成都易態科技有限公司 | 亜鉛溶液の浄化におけるカドミウム除去工法および亜鉛溶液の浄化方法 |
| WO2017090784A1 (ko) * | 2015-11-23 | 2017-06-01 | 주식회사 엑스메텍 | 친환경 아연제련 공법 |
| CN108291271A (zh) * | 2015-11-23 | 2018-07-17 | 株式会社永豊 | 环保的锌冶炼方法 |
| CN114752781A (zh) * | 2022-03-25 | 2022-07-15 | 桂林理工大学 | 一种锌精矿加碳氧化焙烧和浸出的方法 |
| WO2023234608A1 (ko) * | 2022-10-14 | 2023-12-07 | 고려아연 주식회사 | 아연 제련 공정의 부산물인 산화철로부터 고품위 정제 산화철의 제조방법 |
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A02 | Decision of refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A02 Effective date: 20000627 |