本发明属于共伴生难处理矿产资源综合利用技术领域，涉及一种基于直接还原从高铝褐铁矿中提取铁的方法，特别是涉及一种高铝褐铁矿铝铁分离方法。
背景技术：
我国经济和钢铁工业的快速发展，推动了我国钢铁工业的持续高速增长，从而引起我国第一、第二大金属铁和铝的消耗量也越来越大，导致了国内高品位铁矿和铝土矿的资源供应严重不足，为此很多钢铁企业通过采购高品质矿石来实现精品原料的供应。但随着矿产资源，特别是铁矿资源的日益紧张和优质矿的逐渐减少，导致钢铁企业面临巨大的生产成本压力。数据显示自2003年以来，我国对进口铁矿石的依赖度已达50％左右，这给我国钢铁工业乃至整个国民经济的安全带来重大隐患。为了应对这一形势，人们开始将研究的重点转向国内难处理、低品位的铁矿石资源，也迫切需要依靠技术进步最大限度地开发利用低品位复杂难处理矿石资源，以保障钢铁工业持续稳定发展。
高铝褐铁矿就是一类典型的复杂难处理铁矿石，在我国广西、安徽、贵州等地以及澳大利亚和东南亚国家等均有较大储量，因其储量丰富，价格相对低廉，是一种比较重要的铁矿资源。但由于高铝褐铁矿中的铁矿物和铝矿物嵌布粒度细、相互胶结，矿物的单体解离性能差、难以分选，不能实现铁与铝、硅的高效分离。若以单一铁矿或铝土矿开发，开发成本较高，技术不可行，因此这部分矿产资源在我国尚处呆滞状态。
我国针对高铝褐铁矿的综合利用研究已进行了多年，已经出现了铁铝分选法、先铝后铁法、先铁后铝法等。但由于以上方法存在Al2O3浸出率低，碱耗高，能耗高，污染大，高炉冶炼焦炭消耗高、操作复杂等问题。到目前为止，这些高铝褐铁矿研究利用工艺均未见工业化应用和实施。所以，目前高铝褐铁矿这种含有铁、铝等有价金属的复合资源仍然未能得到有效开发利用。
技术实现要素：
本发明的目的在于提供一种高铝褐铁矿铝铁分离方法，解决了现有高铝褐铁矿铝铁分离方法及综合利用存在的问题，该方法具有工艺简单，能耗低，铁回收率高，铝铁分离效果好的优点。
本发明的具体技术方案包括以下步骤：
(1)将高铝褐铁矿加热至850℃～1000℃，以脱除矿中的结晶水，将脱水后的高铝褐铁矿破碎至粒度0.1～3.0mm的高铝褐铁矿颗粒，将褐煤破碎成粒度0.1～3.0mm的褐煤颗粒；
(2)将脱水破碎后的高铝褐铁矿颗粒和褐煤颗粒混合均匀，制得混合料其中，按质量百分数计：高铝褐铁矿颗粒的质量分数为65.0％～83.0％、褐煤颗粒的质量分数为17.0％～35％；
(3)将混合料置于还原装置中进行直接还原，其中，还原温度为1150℃～1370℃，还原时间为40min～80min；
(4)将直接还原完成后的反应产物迅速排入水中冷却，然后采用磨矿设备对冷却后的还原产物进行磨矿和磁选，其中，磨矿至粒度0.1～0.3mm，磁场强度为20～60KA/m，其中，得到直接还原铁的全铁含量不低于93％，金属化率大于94％，铁回收率不低于94％；
(5)经磨矿、磁选后的磁选尾渣经浮选脱除过剩褐煤后得到富铝尾渣。
所述高铝褐铁矿矿石中按质量百分数计：全铁含量不低于17％、Al2O3含量不低于20％，SiO2含量不高于19％，褐煤中的固定碳含量不低于45％。
步骤(1)所述的将脱水后的高铝褐铁矿破碎至粒度0.1～3.0mm的高铝褐铁矿颗粒，将褐煤破碎成粒度0.1～3.0mm的褐煤颗粒，其中，粒级-1.0mm含量65％～85％。
步骤(3)所述的还原装置为旋转管式炉，旋转管式炉的转速为3～5r/min。
本发明方法采用技术可行，经济合理的直接还原—磁选工艺，使含高铝的褐铁矿通过直接还原—磁选工艺选出其中的铁，磁选后的富铝尾渣可用作生产氧化铝，使高铝褐铁矿得到很好的利用，并且可以综合利用其中的铁矿物和铝矿物，具有工艺简捷、成本低、产率高、产品质量好、安全环保等优点。对于我国高铝褐铁矿的综合开发利用有重要的现实意义，具有显著的工业应用前景。
附图说明
图1为本发明的一种高铝褐铁矿高效铝铁分离方法流程示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施例来进一步描述本发明，本发明的优点和特点会在描述中更为清楚，但这些实施例仅是范例性质的，并不对本发明的范围构成任何限制。
实施例1
某高铝褐铁矿全铁含量为41.00％，Al2O3的含量为20.77％，SiO2含量为18.47％，烧损为12.30％，剩余为其它杂质，其中，Al2O3与SiO2的质量比为1.13。
所用褐煤的固定碳含量为46.77％，挥发分为32.38％，结合水为20.85％。
将上述高铝褐铁矿加热至870℃脱去结晶水，然后破碎成粒度0.1～3.0mm的颗粒，同时将褐煤破碎成粒度0.1～3.0mm的颗粒。
将高铝褐铁矿颗粒和褐煤颗粒按照质量百分比为80％和20％的比例混匀。
将上述混合料装入到旋转管式炉中进行直接还原，还原区温度为1250℃，还原时间为40min，旋转管式炉的转速为4r/min，将还原产物从出料口排入到水中冷却。
将冷却的还原产物磨碎至粒度0.1～0.3mm后磁选，磁场强度为35KA/m，得到直接还原铁的全铁含量为95.12％，金属化率为94.57％，铁回收率为94.36％。
将磁选尾渣经浮选脱除过剩褐煤后，检测富铝尾渣中的铝含量为42.65％。
实施例2
采用实施例1中的高铝褐铁矿颗粒和褐煤颗粒混合料，高铝褐铁矿颗粒和褐煤颗粒按照质量百分比为70％和30％的比例混匀。
将上述混合料装入到旋转管式炉中进行直接还原，还原区温度为1250℃，还原时间为60min，旋转管式炉的转速为4r/min，将还原产物从出料口排入到水中冷却。
将冷却的还原产物磨碎至粒度0.1～0.3mm后磁选，磁场强度为35KA/m，得到直接还原铁的全铁含量为96.52％，金属化率为96.30％，铁回收率为95.21％。
将磁选尾渣经浮选脱除过剩褐煤后，检测富铝尾渣中的铝含量为43.41％。
实施例3
采用实施例1中的高铝褐铁矿颗粒和褐煤颗粒混合料，高铝褐铁矿颗粒和褐煤颗粒按照质量百分比为65％和35％的比例混匀。
将上述混合料装入到旋转管式炉中进行直接还原，还原区温度为1300℃，还原时间为75min，旋转管式炉的转速为4r/min，将还原产物从出料口排入到水中冷却。
将冷却的还原产物磨碎至粒度0.1～0.3mm后磁选，磁场强度为35KA/m，得到直接还原铁的全铁含量为98.34％，金属化率为97.58％，铁回收率为97.06％。
将磁选尾渣经浮选脱除过剩褐煤后，检测富铝尾渣中的铝含量为43.84％。