本发明涉及一种硫化锑精矿挥发焙烧工艺，属于冶金化工领域。
背景技术：
三氧化二锑的生产是火法炼锑的重要步骤，是硫化锑精矿氧化和氧化富集的过程，是直接影响锑回收率和粗锑品位的重要环节。目前，在火法炼锑工艺中三氧化二锑的生产方式主要有挥发焙烧和非挥发焙烧两种。其中挥发焙烧是基于硫化锑在空气不足的条件下，受热氧化为易于挥发的三氧化二锑进入收尘系统，冷凝为锑白沉积下来，从而达到锑与脉石成分的分离。其已经在工业上得到了广泛的应用。
砷锑化学性质极为相似，在自然界中往往以伴生矿的形式存在，是锑中常见的难以除去的有害杂质之一，对锑的用途影响非常大。目前工业生产中，以上两种焙烧方式均未对砷元素进行有效的处理。尤其是挥发焙烧工艺，由于其生产温度较高，因此在焙烧过程中砷会被氧化为易于挥发的三氧化二砷，从而与三氧化二锑一同进入收尘系统，从而影响锑白的质量，增加后续的冶炼负担。
传统锑冶炼工艺对砷的处理主要集中在粗锑的精炼环节，其主要操作为向粗锑中加入纯碱(碳酸钠)等碱性物质，使其与砷反应生成相应的砷酸盐，从而达到砷、锑分离的目的，这一过程产生的渣被称为“一次砷碱渣”。一次砷碱渣一般含锑20～40％，含砷1～5％，因其含锑较高，通常冶炼企业还要将其返回反射炉进行处理，这无疑增加了冶炼的流程和能耗，这一过程产生的渣称为“二次砷碱渣”，其中锑含量为10％以下，砷含量4～10％。
砷碱渣中砷的平均含量为1％～15％，并以可溶性砷酸钠形式存在，有剧毒，加之其中还富含大量残碱，都将对环境造成严重的污染，危害人类的生存安全。砷碱渣的妥善处理一直是世界性的难题，大中型企业对砷碱渣往往采用专用渣库房妥善堆存，而小型冶炼厂的砷碱渣基本上是露天堆存，危害极大。截止2017年底，我国砷碱渣的堆存总量已达到30多万吨，且每年还有5000～10000吨左右的增加量。这些炼锑砷碱渣已成为我国重金属重点污染源，亟待寻找一种简便有效的处理途径。
技术实现要素：
为了解决现有硫化锑精矿焙烧过程中存在的砷、锑无法分离以及后续冶炼过程中砷碱渣污染环境的问题，本发明旨在提供一种硫化锑精矿挥发焙烧工艺，实现硫化锑精矿焙烧过程中砷、锑初步分离，从源头减少砷碱渣的产生量。
为了实现上述技术目的，本发明采用如下技术方案：
一种硫化锑精矿挥发焙烧工艺，包括如下步骤：
(1)混料：将硫化锑精矿与固砷剂球磨混合得到混合料；
(2)低温高氧势固砷：将混合料平摊为薄料层，置于高氧气氛下，于200-500℃反应固砷，所述高氧气氛为含氧量不低于10vol.％的氧化性气氛；
(3)高温低氧势挥发锑：固砷完成后，再置于低氧气氛下，于600-900℃反应挥发锑，所述低氧气氛为含氧量为0.5～5vol.％的氧化性气氛。
作为优选，步骤(1)中，所述固砷剂为石灰、纯碱、烧碱中的一种或几种，其用量为硫化锑精矿重量的1-10％。
作为优选，步骤(2)中，所述薄料层的厚度为1-5mm。
作为优选，步骤(2)中，所述含氧量不低于10vol.％的氧化性气氛为纯氧气氛或含氧量不低于10vol.％的氮氧混合气氛。
作为优选，步骤(2)中，所述反应温度为400-500℃，反应时间为30-120min。
作为优选，步骤(3)中，所述含氧量不高于5vol.％的氧化性气氛为含氧量为0.5～5vol.％的氮氧混合气氛。
作为优选，步骤(3)中，所述反应温度为800-900℃，反应时间为30-120min。
本发明以石灰作固砷剂为例，其反应原理如下：
(1)低温下砷、锑及其硫氧化物之间的转换
sb2s3(s)+4.5o2(g)＝sb2o3(s)+3so2(g)
4as(s)+3o2(g)＝2as2o3(s)
as2s3(s)+4.5o2(g)＝as2o3(s)+3so2(g)
as2s5(s)+6.5o2(g)＝as2o3(s)+5so2(g)
as2o3(s)+o2(g)＝as2o5(s)
as2o3(s)＝as2o3(g)
(2)低温下砷与石灰的反应
as2o3(s)+2cao(s)+o2(g)＝ca2as2o7(s)
as2o3(g)+2cao(s)+o2(g)＝ca2as2o7(s)
as2o5(s)+2cao(s)＝ca2as2o7(s)
(3)高温下砷、锑的挥发
sb2s3(s)+4.5o2(g)＝sb2o3(g)+3so2(g)
sb2o3(s)＝sb2o3(g)
as2o5(s)＝as2o3(g)+o2(g)
as2o3(s)＝as2o3(g)
(4)高温下石灰对砷、锑的固定
as2o3(g)+2cao(s)+o2(g)＝ca2as2o7(s)
sb2o3(s)+2cao(s)+o2(g)＝ca2sb2o7(s)
sb2o3(g)+2cao(s)+o2(g)＝ca2sb2o7(s)
本发明的优势在于：
本发明将硫化锑精矿与固砷剂混合，采取两段升温焙烧，严格控制两段反应温度和反应气氛，一段反应中，低温高氧势固砷，砷生成难挥发的砷酸盐留在渣中；然后二段反应中，高温低氧势挥发锑，锑挥发生成氧化锑进入烟尘，从而实现砷、锑的有效分离，从冶炼源头上减少砷碱渣的产生。
具体实施方式
下面以实例说明本发明的实质内容，但本发明的保护范围并不限于此。
实施例1
硫化锑精矿的主要化学成分为sb29.2％、as0.94％、s30.4％、fe18.3％、ca0.29％、zn0.49％。将10g硫化锑精矿与1g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中通入w(o2)＝60vol.％的氮氧混合气体(流速500ml/min)，升温至400℃保温1h；400℃保温结束后，迅速通入w(o2)＝1.5vol.％的氮氧混合气体(流速700ml/min)，以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为91.21％，固砷率为64.63％，固硫率为17.16％。
实施例2
硫化锑精矿的主要化学成分为sb41.05％、as0.53％、s26.75％、fe10.67％、ca0.75％、zn0.31％。将10g硫化锑精矿与1.5g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中通入w(o2)＝20vol.％的氮氧混合气体(流速500ml/min)，升温至400℃保温1h；保温结束后，迅速通入w(o2)＝0.5vol.％的氮氧混合气体(流速2000ml/min)，以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为93.02％，固砷率为69.66％，固硫率为18.89％。
对比例1
硫化锑精矿同实施例1。将10g硫化锑精矿与1g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中通入w(o2)＝1.5vol.％的氮氧混合气体(流速700ml/min)，以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为94.03％，固砷率为19.23％，固硫率为16.35％。
对比例2
硫化锑精矿同实施例1。将10g硫化锑精矿与1g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中通入w(o2)＝60vol.％的氮氧混合气体(流速500ml/min)，以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为28.45％，固砷率为69.77％，固硫率为18.78％。
对比例3
硫化锑精矿同实施例1。将10g硫化锑精矿与1g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中持续通入w(o2)＝60vol.％的氮氧混合气体(流速500ml/min)，先升温至400℃保温1h；然后再以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为25.43％，固砷率为72.98％，固硫率为16.23％。
对比例4
硫化锑精矿同实施例1。硫化锑精矿同实施例1。将10g硫化锑精矿与1g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中持续通入w(o2)＝1.5vol.％的氮氧混合气体(流速700ml/min)，先升温至400℃保温1h；然后再以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为95.01％，固砷率为22.45％，固硫率为17.25％。
对比例5
硫化锑精矿的主要化学成分为sb29.2％、as0.94％、s30.4％、fe18.3％、ca0.29％、zn0.49％。将10g硫化锑精矿与1g氧化钙置于球磨罐中，以500r/min的转速球磨30min，并平摊为2mm的薄层置于卧式管式炉中。向炉中通入w(o2)＝1.5vol.％的氮氧混合气体(流速700ml/min)，升温至400℃保温1h；400℃保温结束后，迅速通入w(o2)＝60vol.％的氮氧混合气体(流速500ml/min)，以7℃/min的升温速率升温至800℃并保温75min，最终以10℃/min的速率降温至500℃后将物料取出。经计算，精矿中锑的挥发率为26.45％，固砷率为70.24％，固硫率为16.63％。