CN111495604A - 一种金矿预富集浮选工艺 - Google Patents
一种金矿预富集浮选工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN111495604A CN111495604A CN202010290802.6A CN202010290802A CN111495604A CN 111495604 A CN111495604 A CN 111495604A CN 202010290802 A CN202010290802 A CN 202010290802A CN 111495604 A CN111495604 A CN 111495604A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- flotation
- tailings
- gold ore
- concentrate
- middling
- 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.)
- Pending
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/06—Depressants
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/025—Precious metal ores
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种金矿预富集浮选工艺,包括如下步骤:S1、选矿:将原矿粉碎充份混匀、取样、供各项分析测定用,并按每组供浮选试验使用;所述步骤S1中采用球磨机进行研磨,且研磨到至3毫米直径,通过筛选机进行分离,所述步骤S2‑S6中浮选药剂为碳酸钠、硫酸铜、黄药、25#黑药、草酸、GYB和硫酸中的一种或多种,本发明结构科学合理,使用安全方便,实现正常的闭路试验,通过酸浸以后,特别是硫酸加到10Kg/t时把矿物中的脉石矿物得到有效的抑制,降低了原矿中的碱性物质,从而便于后期的浮选,浮选尾矿可以达到一个理想值,并且提高了回收率,便于了金矿的回收,且提高品位,从而将难选矿进行了选取,便于了回收。
Description
技术领域
本发明涉及金矿预富集浮选技术领域,具体为一种金矿预富集浮选工艺。
背景技术
金矿指金矿石或金矿床(山),金矿石是具有足够含量黄金并可工业利用的矿物集合体,金矿山是通过采矿作业获得黄金的场所,是通过成矿作用形成的具有一定规模的可工业利用的金矿石堆积;
目前市场上的金矿含有用矿物有:金、锡、银、黄铁矿、硅类矿物等;原矿品位金10g/t、砷6.87%、且该矿物中由于属于浸出尾矿,尾矿中有大量的石灰,选矿难度大,属难选矿。
发明内容
本发明提供一种金矿预富集浮选工艺,可以有效解决上述背景技术中提出金矿含有用矿物有:金、锡、银、黄铁矿、硅类矿物等;原矿品位金10g/t、砷6.87%、且该矿物中由于属于浸出尾矿,尾矿中有大量的石灰,选矿难度大,属难选矿的问题。
为实现上述目的,本发明提供如下技术方案:一种金矿预富集浮选工艺,包括如下步骤:
S1、选矿:将原矿粉碎充份混匀、取样、供各项分析测定用,并按每组供浮选试验使用;
S2、酸洗:加入浮选药剂,并进行反应,反应完成后将废水检测合格后排出,留下矿石;
S3、第一次浮选:将矿石加入浮选药剂,得到尾矿和待分离精矿,并进行分离;
S4、第二次浮选:将第一次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行二次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S5、第三次浮选:将第二次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行三次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S6、第四次浮选:将第三次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行四次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S7、精矿浮选:将第一次浮选的待分离精矿进行浮选,分离出精矿和中矿1;
S8、收集,将精矿、中矿1和第四次浮选的尾矿进行统一收集,并将中矿1引入第一次浮选的原料中。
根据上述技术方案,所述步骤S1中采用球磨机进行研磨,且研磨到至3毫米直径,通过筛选机进行分离。
根据上述技术方案,所述步骤S2-S6中浮选药剂为碳酸钠、硫酸铜、黄药、25#黑药、草酸、GYB和硫酸中的一种或多种。
根据上述技术方案,所述步骤S2-S6中浮选药剂含量为碳酸钠400g/t、硫酸铜800g/t、黄药(200/100/50/25)g/t、25#黑药(25/12)g/t、草酸1000g/t、GYB200g/t和硫酸10kg/t。
根据上述技术方案,所述步骤S8中矿1为步骤S3-S7中的中矿1集合。
根据上述技术方案,所述步骤S8中还需要对精矿和尾矿进行检测,所述步骤S1中和步骤S8中检测项目为产率(%)、品味(g/t)和作业回收率(%)。
根据上述技术方案,所述步骤S3中反应时间为10′-17′;
所述步骤S4中反应时间为3′-7′;
所述步骤S5中反应时间为3′-7′;
所述步骤S6中反应时间为3′-7′;
所述步骤S7中反应时间为3′-7′。
根据上述技术方案,所述碳酸钠、硫酸铜、黄药和25#黑药分批加入进行反应。
根据上述技术方案,所述步骤S7中精矿和中矿1通过筛分进行分选。
根据上述技术方案,所述检测项目中数值检测三次,取平均值作为最后参数。
与现有技术相比,本发明的有益效果:本发明结构科学合理,使用安全方便,实现正常的闭路试验,通过酸浸以后,特别是硫酸加到10Kg/t时把矿物中的脉石矿物得到有效的抑制,降低了原矿中的碱性物质,从而便于后期的浮选,浮选尾矿可以达到一个理想值,并且提高了回收率,便于了金矿的回收,且提高品位,从而将难选矿进行了选取,便于了回收。
附图说明
附图用来提供对本发明的进一步理解,并且构成说明书的一部分,与本发明的实施例一起用于解释本发明,并不构成对本发明的限制。
在附图中:
图1是本发明的流程步骤结构示意图;
图2是本发明的硫酸含量检测流程步骤结构示意图。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的优选实施例进行说明,应当理解,此处所描述的优选实施例仅用于说明和解释本发明,并不用于限定本发明。
实施例1:如图1所示,本发明提供技术方案,一种金矿预富集浮选工艺,包括如下步骤:
S1、选矿:将原矿粉碎充份混匀、取样、供各项分析测定用,并按每组供浮选试验使用;
S2、酸洗:加入浮选药剂,并进行反应,反应完成后将废水检测合格后排出,留下矿石;
S3、第一次浮选:将矿石加入浮选药剂,得到尾矿和待分离精矿,并进行分离;
S4、第二次浮选:将第一次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行二次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S5、第三次浮选:将第二次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行三次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S6、第四次浮选:将第三次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行四次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S7、精矿浮选:将第一次浮选的待分离精矿进行浮选,分离出精矿和中矿1;
S8、收集,将精矿、中矿1和第四次浮选的尾矿进行统一收集,并将中矿1引入第一次浮选的原料中。
根据上述技术方案,步骤S1中采用球磨机进行研磨,且研磨到至3毫米直径,通过筛选机进行分离。
根据上述技术方案,步骤S2中浮选剂为硫酸;
步骤S3中浮选剂为碳酸钠、硫酸铜、黄药和25#黑药;
步骤S4中浮选剂为黄药和25#黑药;
步骤S5中浮选剂为黄药和25#黑药;
步骤S6中浮选剂为黄药和25#黑药。
根据上述技术方案,步骤S2中浮选药剂含量为硫酸10kg/t;
步骤S3中浮选药剂含量为碳酸钠400g/t、硫酸铜800g/t、黄药200g/t和25#黑药25g/t;
步骤S4中浮选药剂含量为黄药100g/t和25#黑药12g/t;
步骤S5中浮选药剂含量为黄药50g/t和25#黑药12g/t;
步骤S6中浮选药剂含量为黄药25g/t和25#黑药12g/t。
根据上述技术方案,步骤S8中矿1为步骤S3-S7中的中矿1集合。
根据上述技术方案,步骤S8中还需要对精矿和尾矿进行检测,步骤S1中和步骤S8中检测项目为产率(%)、品味(g/t)和作业回收率(%)。
根据上述技术方案,步骤S3中反应时间为14′;
步骤S4中反应时间为5′;
步骤S5中反应时间为5′;
步骤S6中反应时间为5′;
步骤S7中反应时间为5′。
根据上述技术方案,碳酸钠、硫酸铜、黄药和25#黑药分批加入进行反应,反应时间均为3′。
根据上述技术方案,步骤S7中精矿和中矿1通过筛分进行分选。
根据上述技术方案,检测项目中数值检测三次,取平均值作为最后参数。
通过检测,制成如下表格:
名称 | 产率(%) | 品位(g/t) | 作业回收率(%) |
原矿 | 100 | 13.85 | 100 |
精矿 | 30.66 | 39 | 81.06 |
尾矿 | 69.34 | 2.7 | 19.94 |
通过酸浸脱水再加碳酸钠调浆使得尾矿控制在2.7g/t,精矿同时有了很大的提高,其中砷在金精矿中的含量有18.41%。
更换另一种样进行对比试验,试验流程仍然如实施例1,制成如下表格:
名称 | 产率(%) | 品位(g/t) | 作业回收率(%) |
原矿 | 100 | 4.7(5.2) | 100 |
精矿 | 11.63 | 33.2 | 80.03(77.1) |
尾矿 | 88.37 | 0.85(1.35) | 19.97(22.9) |
从试验结果可以看出,此矿物的原矿品位有所下降,精矿经过一次精选可以达到33.2g/t,为了确保此次化验的准确性,对原矿及尾矿进行复查,结果如括号中尾矿有所不同,同时回收率也有所不同。
实施例2:如图2所示,本发明提供技术方案,一种金矿预富集浮选工艺,包括如下步骤:
S1、选矿:将原矿粉碎充份混匀、取样、供各项分析测定用,并按每组供浮选试验使用;
S2、酸洗:加入浮选药剂,并进行反应,反应完成后将废水检测合格后排出,留下矿石;
S3、第一次浮选:将矿石加入浮选药剂,得到尾矿和待分离精矿,并进行分离;
S4、第二次浮选:将第一次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行二次浮选,分离出中矿2和尾矿;
S5、第三次浮选:将第二次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行三次浮选,分离出中矿2和尾矿;
S6、第四次浮选:将第三次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行四次浮选,分离出中矿2和尾矿;
S7、精矿浮选:将第一次浮选的待分离精矿进行浮选,分离出精矿和中矿1;
S8、收集,将精矿、中矿1、中矿2和第四次浮选的尾矿进行统一收集。
根据上述技术方案,步骤S1中采用球磨机进行研磨,且研磨到至3毫米直径,通过筛选机进行分离。
根据上述技术方案,步骤S2中浮选剂为硫酸;
步骤S3中浮选剂为碳酸钠、硫酸铜、黄药和25#黑药;
步骤S4中浮选剂为黄药和25#黑药;
步骤S5中浮选剂为黄药和25#黑药;
步骤S6中浮选剂为黄药和25#黑药。
根据上述技术方案,步骤S2中浮选药剂含量为硫酸,且其为变量;
步骤S3中浮选药剂含量为碳酸钠400g/t、硫酸铜800g/t、黄药200g/t和25#黑药25g/t;
步骤S4中浮选药剂含量为黄药100g/t和25#黑药12g/t;
步骤S5中浮选药剂含量为黄药50g/t和25#黑药12g/t;
步骤S6中浮选药剂含量为黄药25g/t和25#黑药12g/t。
根据上述技术方案,步骤S8中矿1为步骤S3-S7中的中矿1集合。
根据上述技术方案,步骤S8中还需要对精矿和尾矿进行检测,步骤S1中和步骤S8中检测项目为产率(%)、品味(g/t)和作业回收率(%)。
根据上述技术方案,步骤S3中反应时间为14′;
步骤S4中反应时间为5′;
步骤S5中反应时间为5′;
步骤S6中反应时间为5′;
步骤S7中反应时间为5′。
根据上述技术方案,碳酸钠、硫酸铜、黄药和25#黑药分批加入进行反应,反应时间均为3′。
根据上述技术方案,步骤S7中精矿和中矿1通过筛分进行分选。
根据上述技术方案,检测项目中数值检测三次,取平均值作为最后参数。
通过测试制成如下表格:
从上组试验可以看出通过酸浸以后,特别是硫酸加到10Kg/t时把矿物中的脉石矿物得到有效的抑制,浮选尾矿可以达到一个理想值。
与现有技术相比,本发明的有益效果:本发明结构科学合理,使用安全方便,实现正常的闭路试验,通过酸浸以后,特别是硫酸加到10Kg/t时把矿物中的脉石矿物得到有效的抑制,降低了原矿中的碱性物质,从而便于后期的浮选,浮选尾矿可以达到一个理想值,并且提高了回收率,便于了金矿的回收,且提高品位,从而将难选矿进行了选取,便于了回收。
最后应说明的是:以上所述仅为本发明的优选实例而已,并不用于限制本发明,尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明,对于本领域的技术人员来说,其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改,或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于:包括如下步骤:
S1、选矿:将原矿粉碎充份混匀、取样、供各项分析测定用,并按每组供浮选试验使用;
S2、酸洗:加入浮选药剂,并进行反应,反应完成后将废水检测合格后排出,留下矿石;
S3、第一次浮选:将矿石加入浮选药剂,得到尾矿和待分离精矿,并进行分离;
S4、第二次浮选:将第一次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行二次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S5、第三次浮选:将第二次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行三次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S6、第四次浮选:将第三次浮选的尾矿加入浮选药剂,进行四次浮选,分离出中矿1和尾矿;
S7、精矿浮选:将第一次浮选的待分离精矿进行浮选,分离出精矿和中矿1;
S8、收集,将精矿、中矿1和第四次浮选的尾矿进行统一收集,并将中矿1引入第一次浮选的原料中。
2.根据权利要求1所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S1中采用球磨机进行研磨,且研磨到至3毫米直径,通过筛选机进行分离。
3.根据权利要求1所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S2-S6中浮选药剂为碳酸钠、硫酸铜、黄药、25#黑药、草酸、GYB和硫酸中的一种或多种。
4.根据权利要求3所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S2-S6中浮选药剂含量为碳酸钠400g/t、硫酸铜800g/t、黄药(200/100/50/25)g/t、25#黑药(25/12)g/t、草酸1000g/t、GYB200g/t和硫酸10kg/t。
5.根据权利要求3所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S8中矿1为步骤S3-S7中的中矿1集合。
6.根据权利要求1所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S8中还需要对精矿和尾矿进行检测,所述步骤S1中和步骤S8中检测项目为产率(%)、品味(g/t)和作业回收率(%)。
7.根据权利要求1所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S3中反应时间为10′-17′;
所述步骤S4中反应时间为3′-7′;
所述步骤S5中反应时间为3′-7′;
所述步骤S6中反应时间为3′-7′;
所述步骤S7中反应时间为3′-7′。
8.根据权利要求4所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述碳酸钠、硫酸铜、黄药和25#黑药分批加入进行反应。
9.根据权利要求1所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述步骤S7中精矿和中矿1通过筛分进行分选。
10.根据权利要求6所述的一种金矿预富集浮选工艺,其特征在于,所述检测项目中数值检测三次,取平均值作为最后参数。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202010290802.6A CN111495604A (zh) | 2020-04-14 | 2020-04-14 | 一种金矿预富集浮选工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202010290802.6A CN111495604A (zh) | 2020-04-14 | 2020-04-14 | 一种金矿预富集浮选工艺 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN111495604A true CN111495604A (zh) | 2020-08-07 |
Family
ID=71875996
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202010290802.6A Pending CN111495604A (zh) | 2020-04-14 | 2020-04-14 | 一种金矿预富集浮选工艺 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN111495604A (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112619881A (zh) * | 2020-11-10 | 2021-04-09 | 西北矿冶研究院 | 一种铜铅锌硫混合精矿分选方法 |
CN112619879A (zh) * | 2020-11-10 | 2021-04-09 | 西北矿冶研究院 | 一种铜铅锌混合矿浆分选工艺 |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101028613A (zh) * | 2007-04-02 | 2007-09-05 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种提高难选金矿金精矿品位和回收率的开路方法 |
CN103433143A (zh) * | 2013-09-17 | 2013-12-11 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种卡林型金矿浮选方法 |
CN106179722A (zh) * | 2016-09-30 | 2016-12-07 | 青海省地质矿产测试应用中心 | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺 |
-
2020
- 2020-04-14 CN CN202010290802.6A patent/CN111495604A/zh active Pending
Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101028613A (zh) * | 2007-04-02 | 2007-09-05 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种提高难选金矿金精矿品位和回收率的开路方法 |
CN103433143A (zh) * | 2013-09-17 | 2013-12-11 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种卡林型金矿浮选方法 |
CN106179722A (zh) * | 2016-09-30 | 2016-12-07 | 青海省地质矿产测试应用中心 | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺 |
Non-Patent Citations (6)
Title |
---|
刘炯天: "《试验研究方法》", 31 May 2006, 中国矿业大学出版社 * |
张锦瑞: "《提金技术》", 31 August 2013, 冶金工业出版社 * |
李世纯等: "某石英脉型金矿石浮选试验研究 ", 《矿山机械》 * |
李正要: "《矿物化学处理》", 30 June 2015, 冶金工业出版社 * |
薛正良: "《钢铁冶金概论》", 30 April 2016, 冶金工业出版社 * |
黎晓光等: "广西某含砷低硫金矿选矿试验研究 ", 《大众科技》 * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112619881A (zh) * | 2020-11-10 | 2021-04-09 | 西北矿冶研究院 | 一种铜铅锌硫混合精矿分选方法 |
CN112619879A (zh) * | 2020-11-10 | 2021-04-09 | 西北矿冶研究院 | 一种铜铅锌混合矿浆分选工艺 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN106076590B (zh) | 一种分离钼钨矿中氧化钼钨矿与硫化钼矿的选矿方法 | |
CN105013603B (zh) | 一种硫化铜镍矿的选矿方法 | |
CN106179722A (zh) | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺 | |
CN111495788B (zh) | X射线智能优先选别含铜蓝硫化铜矿石的方法 | |
CN101844105A (zh) | 从含钨尾矿中回收黑钨和白钨的工艺 | |
CN111495604A (zh) | 一种金矿预富集浮选工艺 | |
CN108940564B (zh) | 一种细粒级低品位重晶石分级选别工艺 | |
CN106733216A (zh) | 一种富含磁黄铁矿的锡铜共生硫化矿的选矿方法 | |
CN108176516B (zh) | 一种金锑共生矿石的选矿工艺 | |
CN114178043B (zh) | 一种含铜铁矿的选矿工艺 | |
CN109482337B (zh) | 一种从含铀多金属矿中回收放射性合格铅精矿的方法 | |
CN109127468B (zh) | 一种低品位铀矿光电拣选抛尾选矿方法 | |
CN102371206B (zh) | 一种处理含碳铅锌多金属复杂硫化矿的工艺 | |
CN108339672B (zh) | 一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法 | |
Mandre et al. | Studies on selective flocculation of complex sulphides using cellulose xanthate | |
EP1370362A1 (en) | Ph adjustment in the flotation of sulphide minerals | |
CN113042180B (zh) | 从异性石中回收稀土的方法 | |
CN111495578A (zh) | 从金矿摇床中矿和/或尾矿中回收含有单体金的重砂的方法 | |
CN113617513B (zh) | 一种用于铁精矿制备超纯铁精粉的方法 | |
CN111530621B (zh) | 一种晶质铀矿的选矿方法 | |
CN112156889B (zh) | 一种橄辉岩型钛铁矿的选矿方法 | |
CN111151374B (zh) | 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 | |
CN108889440B (zh) | 用于金属矿与伴生脉石分离的重选介质材料及其使用方法 | |
CN112871438A (zh) | 一种从选铁尾矿中回收钛铁矿的方法 | |
CN110369164B (zh) | 一种铷的预富集的选矿方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20200807 |
|
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |