关键词：印刷电路板；金属；回收
引言
随着电子产品更新速度的加快，电子垃圾主要组成部分的印刷电路板（PCB）的废弃数量也越来越庞大。废旧PCB对环境造成的污染也引起了各国的关注。在废旧PCB中[1]，含有铅、汞、六价铬等重金属，以及作为阻燃剂成分的多溴联苯（PBB）、多溴二苯醚（PBDE）等有毒化学物质，这些物质在自然环境中，将对地下水、土壤造成巨大污染，给人们的生活和身心健康带来极大的危害。在废旧PCB上，包含有色金属和稀有金属近20种，具有很高的回收价值和经济价值，是一座真正的等待开采的矿藏。
1物理法
物理方法是利用机械的手段和PCB物理性能的不同而实现回收的方法。
1.1破碎
破碎的目的是使废电路板中的金属尽可能的和有机质解离，以提高分选效率。研究发现[2]当破碎在0.6mm时，金属基本上可以达到100%的解离，但破碎方式和级数的选择还要看后续工艺而定。
1.2分选
分选是利用材料的密度、粒度、导电性、导磁性及表面特性等物理性质的差异实现分离。目前应用较广的有风力摇床技术、浮选分离技术、旋风分离技术、浮沉法分离及涡流分选技术等。
2.超临界技术处理法
超临界流体萃取技术是指在不改变化学组成的条件下，利用压力和温度对超临界流体溶解能力的影响而进行萃取分离的提纯方法。与传统萃取方法相比较，超临界CO2萃取过程具有与环境友好、分离方便、低毒、少甚至无残留、可在常温下操作等优点。
关于利用超临界流体处理废旧PCB主要研究方向集中在两个方面：一、由于超临界CO2流体具有对印刷线路板中树脂及溴化阻燃剂成分的萃取能力[3]。当印刷线路板中的树脂粘结材料被超临界CO2流体去除之后，印刷线路板中的铜箔层和玻璃纤维层即可很容易地分离开，从而为印刷线路板中材料的高效回收提供可能。二、直接利用超临界流体萃取废旧PCB中的金属。Wai等[4]报道了以氟化二乙基二硫代氨基甲酸锂（LiFDDC）为络合剂，从模拟样品纤维素滤纸或沙子中萃取Cd2+、Cu2+、Zn2+、Pb2+、Pd2+、As3+、Au3+、Ga3+和Sb3+的研究结果，萃取效率均在90%以上。
超临界处理技术也有很大的缺陷如：萃取的选择性高需加入夹带剂，对环境产生危害；萃取压力比较高对设备要求高；萃取过程中要用到高温因此能耗大等。
3化学法
化学处理技术是利用PCB中各种成分的化学稳定性的不同进行提取的工艺。
3.1热处理法
热处理法主要是通过高温的手段使有机物和金属分离的方法。它主要包括焚化法、真空裂解法、微波法等。
3.1.1焚化法
焚化法是将电子废弃物破碎至一定粒径，送入一次焚化炉中焚烧，将其中的有机成分分解，使气体与固体分离。焚烧后的残渣即为的金属或其氧化物及玻璃纤维，经粉碎后可由物理和化学方法分别回收。含有机成分的气体则进入二次焚化炉燃烧处理后排放。该法的缺点是产生大量的废气和有毒物质。
3.1.2裂解法
裂解在工业上也叫干馏，是将电子废弃物置于容器中在隔绝空气的条件下加热，控制温度和压力，使其中的有机物质被分解转化成油气，经冷凝收集后可回收。与电子废料的焚烧处理不同，真空热解过程是在无氧的条件下进行的，因此可以抑止二英、呋喃的产生，废气产生量少，对环境污染小[5]。
3.1.3微波处理技术
微波回收法是先将电子废弃物破碎，然后用微波加热，使有机物受热分解。加热到1400℃左右使玻璃纤维和金属熔化形成玻璃化物质，这种物质冷却后金、银和其他金属就以小珠的形式分离出来，回收利用剩余的玻璃物质可回收用作建筑材料[6]。该方法与传统加热方法有显著差异，具有高效、快速、资源回收利用率高、能耗低等显著优点。
3.2湿法冶金
湿法冶金技术主要是利用金属能够溶解在硝酸、硫酸和王水等酸液中的特点，将金属从电子废物中脱除并从液相中予以回收。它是目前应用较广泛的处理电子废弃物的方法。湿法冶金与火法冶金相比具有废气排放少，提取金属后残留物易于处理，经济效益显著，工艺流程简单等优点。
4生物技术
生物技术是利用微生物在矿物表面的吸附作用及微生物的氧化作用来解决金属的回收问题。微生物吸附可以分为利用微生物的代谢产物来固定金属离子和利用微生物直接固定金属离子两种类型[7]。前者是利用细菌产生的硫化氢固定，当菌体表面吸附了离子达到饱和状态时，能形成絮凝体沉降下来；后者是利用三价铁离子的氧化性使金等贵金属合金中的其他金属氧化成可溶物而进入溶液，使贵金属出来便于回收。生物技术提取金等贵金属具有工艺简单、费用低、操作方便的优点，但是浸取时间较长，浸取率较低，目前未真正投入使用。
结语
电子废弃物是宝贵的资源，加强电子废弃物的金属回收技术的研究和应用，无论从经济还是环境的角度出发，均具有重大意义。由于电子废弃物具有复杂、多样的特点，单凭任一技术很难回收其中的金属，未来处理电子废弃物技术的发展趋势应该是：处理形式产业化，资源回收最大化，处理技术科学化。综上所述，研究废弃PCB的资源化，既可以保护环境、防止污染，又有利于资源的循环利用，节约了大量的能源，促进了经济社会的可持续发展。
参考文献：
[1]周兵，王占华.我国电子垃圾资源化处理对策研究[J].吉林建筑工程学院学报，2009，26（3）：37-40.
[2]MelchiorreM，JakobR.Electronicscraprecycling[J].Micto-electronicsJournal，IEEE，1996，28（8-10）：21-24.
[3]WangHT，MayaH，MotonobuG，etal.Extractionofflameretardantsfromelectronicprintedcircuitboardbysuper-criticalcarbondioxide[J].TheJournalofSuper-criticalFluids，2004，29（3）：251-256.
[4]WaiCM.Supercriticalfluidextractionoftracemetalsfromsolidandliquidmaterialsforanalyticalapplications[J].Anal.Sci.，1995，11（1）：165-167.
[5]李爱民.有害固体废物热解焦油特性研究[J].重庆环境科学，2003，25（5）：2O-23.
摘要：本课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点，通过自主创新和技术集成，开发出高效新工艺、新药剂、新设备，解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究：（1）冶金矿渣工艺矿物学研究方面，对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究，明确了不同矿渣试验前后的变化和差异，并对后续的试验进行很好的理论指导；（2）高炉瓦斯灰泥方面，通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺，获得了品位为65.18%，回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的ZnO产品以及品位为33.56%，回收率为94.86%的的粗铅产品，各项指标达到任务书中规定的指标；（3）黄铁矿烧渣方面，对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究，得出了最佳工艺条件。最佳条件下，可获得金浸出率在78%左右；碳吸附率可达到97-99%，金的置换率可达到99%以上。原渣细筛―重选―磨矿―重选―脱泥―浮选流程，当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%，当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。（4）镍铜冶炼渣方面，通过实验室试验研究，形成了镍渣深度还原―磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%，铁回收率为90.45%，镍回收率为62.69%。（5）铅渣方面，在实验室条件下，对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究，得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%，在最佳条件下，Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%，在最佳条件下，Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。
关键词：瓦斯灰泥、黄铁矿烧渣、镍铜冶炼渣、铅渣、湿法冶金、火法冶金、选矿
Abstract：Basedonthecharacteristicsofmultielementintergrowthinmetall-urgyslagandhardtoseparate，thisresearchaimstodevelopnewprocesstechnology，reagentandequipment，tosolvetechnologyproblemoflowrecoveryofvaluableelementsuchaslead，zinc，ironandnickelandhighimpuritycontentinconcentratethroughself-dependentinnovationandtechnologyintegration.Detailedresearchareperformedonfivetopics：（1）phaseandformofrawslag，middleandfinalproductsareresearchedformineralogy.Variationanddifferencefordifferentslagbeforeandaftertestareclearandgiveagooddirectiontosubsequenttest.（2）Anironconcentrategradingof65.18%，recoveryof76.06%，zincandleadcontentof0.176%and0.078%isobtained，ZnOconcentrategradingof79.54%，recoveryof94.99%，leadbulliongradeof33.56%，recoveryof94.86%，.Alltheindexachievedthegoal.（3）Studiedonprocessmineralogyofpyritesslag，cyanideleachingofgold，adsorption，zincdustprecipition，ironreco-veryexperimental，theoptimumprocessconditionsareobtained.Underthebestcondition，goldleachingratecanbeobtainedabout78%；theadsorp-tionrateofcarboncanreach97-99%andgolddisplacementratecanreachmorethan99%.Originalslagfinescreen-re-election-grinding-re-election-desliming-flotationprocess，whenironconcentrategradeof62.02%，ironrecoveryrateis63.98%，ortheironconcentrategradeof61.67%，ironrecoveryratewas70.20%.（4）Technologyofdeepreductionfornickelslag-ironconcentrationisformedinlabtest.Undertheoptimizedcondition，thefinalironconcentrategradeis92.07%，recoveryis90.45%，recoveryofnickelis62.69%.（5）Processmineralogyandeffectofreducingroastingconditiononvolatilizationoflead，zinc，stibiumareresearchedforthreetypeofleadslaginlab.Thebestvolatilizationconditionisobtained.Thecontentofzinc，stibiumandleadinfirstleadslagisseparately4.35%，1.78%and0.739%.Unederthebestcondition，thevolatilizationrateareseparately90.20%，92.78%and71.32%.Thecontentofzinc，stibiumandleadinsecondleadslagisseparately4.44%，3.32%and3.71%.Unederthebestcondition，thevolatilizationratearesepara-tely97.39%，99.59%and53.08%.
Keywords：bagfiltersdust（sludge），pyritecinder，nickelandcoppersmeltslag，leadslag，hydrometallurgy，thermommetallurgy，beneficiation
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