生产生铁水的方法及装置 本发明涉及利用包括预还原段和最终还原段的直接还原生产生铁水的方法，以及用于实施该方法的装置。
典型的上述方法是已知的。在一种已知的方法中，铁矿石以流态化状态在还原竖炉中被预还原。在另一种方法中，铁矿石以球团矿形式在还原竖炉中被预还原。这两种方法中还原竖炉的温度都必须保持较低以防止铁矿石软化和还原竖炉结块堵塞。随后预还原过的铁矿石于600-900°的温度以固体状态被输送到一冶金容器中。至今，这些方法尚未在工业上应用。问题在于，最终还原阶段中在冶金容器中产生的生产气体(Process gas)的后燃(post-combustion)在冶金容器中必须是高的，也就是说至少为0.40，以便于能以合理的煤及氧气消耗量生成最终还原阶段中所需要的热量。熔体上方释放出的这种热量仅仅部分有利于熔体。如果后燃小于0.40，则会导致高地煤量消耗和高成本，并且必须使用低挥发性的煤。在这些已知方法中，离开还原竖炉时，生产气体含有大量的显热(Sensible heat)和化学能。生产气体中的显热可能以不同方式使用。从这一观点来看带有化学能的生产气体被称为输出气体。
由Langen等人著的论文“The Cyclone Converterfurnace”(Revue de Metallurgie，90(1993)No.3，363-368)中公开了一种方法，该方法中利用最终还原段中获得的还原过程气体(reducing process gas)在熔融旋流器(melting cyclone)中将铁矿石预还原。熔融旋流器安装在上方并与进行最终还原段的冶金容器直接连通。将氧气和煤供入熔融旋流器。预还原过的铁矿石从熔融旋流器向下流入冶金容器中。在该冶金容器中，渣层存在于生铁熔池的上部。
EP-A-236802叙述了一种类似的方法，在该方法中，煤通过容器的底部风口供入生铁熔池中。1200℃的热空气吹入容器中，并导致其中的后燃，以使离开容器的生产气体具有40％的氧化度。还将1200℃的热空气吹入熔融旋流器中，在此发生第二次后燃直至氧化度为80％。
EP-A-237811叙述了类似于EP-A-236802的方法，其中，只有一半来自于冶金容器的生产气体通到熔融旋流器，经过在其中喷入热空气的通道以导致第二次后燃使得气体在2500℃时进入熔融旋流器。熔融的铁矿石经过一个独立的敞口从熔融旋流器流到容器中。
NL-B-257692也叙述了在熔融旋流器中的预还原，但并未讨论容器中的后燃。
本发明的第1个目的是提供一种利用包括在熔融旋流器中的预还原段和在冶金容器中的最终还原段的直接还原来生产生铁水的方法，其中，尽管在冶金容器中的后燃度较低，但导致低的煤耗量。
本发明的第2个目的是提供一种利用直接还原来生产生铁水的方法，其中它可以按照相对于使用的输出气体的比例，来选择生产输出气体的程度。
按照本发明的第1个方面，提供一种利用铁矿石在预还原段，随后在最终还原段的直接还原来生产生铁水的方法，它包括如下步骤：
(a)在预还原段中将铁矿石送入熔融旋流器中并在此处利用来源于最终还原段的还原过程气体预还原它；
(b)在熔融旋流器中通过向该处提供氧气在还原过程气体中进行后燃，以使所述矿石的熔融旋流器中至少部分被熔融；
(c)使得预还原过的并至少部分熔融的铁矿石从熔融旋流器向下流过进入位于其下方的冶金容器中，在其中进行最终还原；
(d)在冶金容器中通过将煤和氧气供到冶金容器，在渣层中进行最终还原并由此形成一种还原过程气体，并且在冶金容器中利用将氧气供入其中，将煤直接供入渣层中的方法在还原过程气体中进行部分的后燃；
(e)其中，后燃率被定义为：CO2+H2OCO2+CO+H2O+H2]]>式中，CO2、CO、H2O和H2是存在于冶金容器中的这些气体的体积百分浓度，不大于0.55；
(f)其中，冶金容器中部分的后燃至少有一部分发生在渣层中。
本发明方法生产更多的具有较大化学能量的输出气体，较低的后燃率是设定的。在某些情况下，希望产生或多或少的输出气体。本发明方法则提供了这种可能性。
在本发明中，煤是直接供入渣层中。这意味着煤是以其固体颗粒形式进入渣层中，而不是像EP-A-236802方法那样，经由生铁熔池中的熔体。
将煤直接喷入渣层中，其后果是，首先是局部的后燃至少有一部分发生在渣层中，其后果是进到渣和生铁熔池的热传送效率高。
而且，可能获得厚的渣层，最好是1-3m深，在其中借助于碳进行部分后燃和FeO的还原。为了控制熔渣起泡，希望至少有一些，最好是至少25％的煤是以较粗颗粒，即平均粒度为6mm或更大的颗粒形式供入。
煤最好是按以下至少一种方法直接供入渣层：i)由至少一个喷枪靠压缩空气输送细粉碎的煤，ii)由冶金容器的至少一个侧风口将靠压缩空气输送的细粉碎煤直接喷入上述渣层中；iii)将平均粒度不小于6mm的煤粒抛落(droppping)进入渣层中。细粉碎的煤是指粒度小于6mm，优选小于1mm的煤。
按照本发明方法，煤的消耗量最好是在500-1000kg/生产每吨生铁的范围内。
本发明方法中，氧气可以空气或空气与其它气体的混合物形式供给，但供入熔融旋流器的氧最好以基本上是纯氧的形式喷入旋流器中。这可以是在低温，例如低于100℃时进行。同时，供入冶金容器的氧最好以基本上是纯氧的形式并且温度是不高于100℃时。
从冶金容器出来时还原过程气体的优选后燃率是在0.20-0.55范围内，更优选0.30-0.45。从熔融旋流器出来时生产气体的合适的后燃率(如上定义)至少为0.60，优选至少为0.70；而煤的消耗量为生产每吨生铁耗煤为600-800kg，优选在650-750kg的范围内。本方法可以低煤耗生产生铁。离开熔融旋流器时，生产气体已不再具有那么多的化学能而具有高的后燃率。
最好使用高挥发性的煤。其成本比低挥发性的煤低得多。业已发现高挥发性的煤可以很好地用于本发明的方法中。在使用已知方法的还原竖炉中不可能用高挥发性的煤，因为在冶金容器中使用这些方法需要高的后燃率。
离开熔融旋流器时铁矿石的预还原度(RPD)，被定义如下：1-[O]A[O]B]]>它的优选范围是0.15-0.30；式中，〔O〕A是来自熔融旋流器的预还原过的铁矿石的氧含量的克分子分率，〔O〕B是提供给熔融旋流器的铁矿石的氧含量的克分子分率。离开熔融旋流器时预还原过的铁矿石的温度希望在1200-1600℃范围内，最好是在冶金容器和熔融旋流器之间还原过程气体丝毫没有被冷却、除尘和改变过。因此这种气体可通过与熔化的部分还原的矿石相同的通道从容器直接通入熔融旋流器中
在这些工艺条件之下，可能达到极低的煤耗量。
利用以下方法可获得特殊的利益，该方法中，通过至少部分以细分布状态，即粒度小于6mm，将煤供入渣层中以使渣层中铁的化合物FexOy的浓度保持在低水平。在渣中的铁化合物FexOy最终还原成生铁时，煤氧化成CO和CO2。按照公式：R＝K×A×C发生最终还原。式中R是最终还原的反应率；K是常数但它大致上与煤粒的特性、线性尺寸成反比；A是煤粒的比面，C是渣中铁化合物FexOy的浓度。
由于煤呈细粉碎状态，因此常数K和比面A两者都较大。这导致来自熔融旋流器的经过预还原的铁化合物FexOy的最终还原更迅速地进行，使得渣中FexOy的浓度保持较低。这一优点可使熔渣较缓慢地损害冶金容器的耐火材料衬里。由于对耐火材料衬里是低损耗，因而它的使用寿命更长。
最好是煤以粉煤形式至少部分地被供入渣中。煤的这些种极细粉碎状态最大限度地保持冶金容器的衬里的使用寿命。
本发明的另一方面包括通过直接还原铁矿石生产生铁水的装置，该装置包括：
(a)冶金容器，
(b)将煤直接供入装置运行时所生成的渣层中的供料设备，它位于冶金容器中生铁熔池的上方，
(c)将氧气供入冶金容器的供气设备，
(d)从冶金容器排出生铁水与熔渣的排放设备，
(e)位于冶金容器上方并以敞口与冶金容器相连的熔融旋流器，以此组成一个单一的反应器，在运行中通过的生产气体从冶金容器直接进入熔融旋流器，至少部分熔化的已预还原的铁矿石从熔融旋流器直接进入冶金容器，
(f)将铁矿供入熔融旋流器的供料设备，
(g)将氧气供入熔融旋流器的供气设备，
(h)将流体流中的生产气体从熔融旋流器排出的排气设备，
(i)在从熔融旋流器排出生产气体的排气设备中利用生产气体的显热生产蒸汽的锅炉，
(j)在流体流中位于生产蒸汽锅炉的下游用于生产气体除尘的除尘设备。
供煤设备优选包括至少一种下述设备：(i)至少一个由压缩空气输送细粉碎状态煤的喷枪，(ii)至少一个由压缩空气输送细粉碎状态煤的冶金容器的侧风嘴，以及(iii)靠重力将煤落入渣层的设备。
通过叙述实施方案并参考附图来说明本发明，其中：
图1是图解表示本发明方法与装置的流程图。
图2表示举例说明离开熔融旋流器的生产气体中的显热和化学能之一同煤耗之间的相互关系。
图3是表示举例说明本发明方法一个工作窗的曲线。
图4是表示本发明另一个工作窗的另一条曲线。
图1示出用载体气体通过供料系统2将精铁矿石供入其中的熔融旋流器。同时通过供气系统3将基本上纯的氧气供入熔融旋流器内。此处所用术语“纯氧”如同在炼钢技术中理解的一样。在熔融旋流器正下方直接以敞口同其相连的是冶金容器4。铁矿石在熔融旋流器1内进行预还原并被冶金容器4产生的还原过程气体熔化。在该生产气体中，在熔融旋流器1中用氧气维持后燃。15-30％的预还原与熔化的铁矿石在1400-1600℃优选温度下沿熔融旋流器壁5而下慢慢直接流入冶金容器4。
在冶金容器4中，运行期间在其顶部有带渣层7的生铁熔体6。通常，该渣层7厚2m。将基本上纯的氧通过供气系统16供入冶金容器4内的喷枪12，通过供料系统9供入煤。已预还原的铁矿石，最终被如此直接供入渣层7的煤还原，从而生成包含CO2与CO的生产气体，该气体还包含来源于煤产生的氢的H2O和H2。同供入冶金容器4的氧气一起，生产气体在冶金容器内被后期燃烧到最大后燃率为40％。在有益于渣层的工作期间以一定的传热效率(HTE)释放热量。生产气体直接流入熔融旋流器1，如上所述该生产气体在那里进一步后燃，并以一定的后燃率离开熔融旋流器1。在10处放出粗铁水与熔渣。
图1还指出能够通过冶金容器4的底部在11位置上供入惰性气体以搅拌熔体6。
熔融旋流器1与冶金容器4共同组成一个统一体，也就是说它们用一个通过供入熔融铁矿石与生产气体两者的敞口直接连在一起，无需任何连接管路，因为熔融旋流器1直接位于冶金容器4的顶上。
图1举例说明通过中心喷枪12将氧与煤供入冶金容器4。氧与煤供入渣层7中间或正好在它们的上方。为此可以考虑多种变化方案。关于供煤，不是块煤而是精细分布状态的煤，优选通入一个或多个喷枪或者风嘴17，例如通过冶金容器4的侧壁将精细分布的煤(优选粉煤)直接喷入渣层。这能够加速渣层7中已预还原的铁矿石的最终还原，以致能保护渣层液面处冶金容器4的耐火材料衬里13。
如上所述，一些煤可能是块状形式，即粒径＞6mm。还可以靠重力通过容器适当的供料口供料。
生产气体离开温度为1200-1800℃的熔融旋流器1。在锅炉14内将这种显热转变成蒸汽，利用蒸汽可以生产电能。如此获得的电能大于足够生产氧气所需的能量。在锅炉14以后，生产气体仍然含有还能够生产电能的化学能。
在熔融旋流器1与冶金容器4中升高压力(例如3bar)条件下，该过程也能够进行。
图1还表示生产气体在锅炉14后的文丘里管式洗涤器15内进行除尘。
在锅炉14后的被称为输出气体的生产气体仍然含有化学能，从上述观点来说可称为输出能，它的数量可以根据需要，通过将生产过程的煤耗调节到生产生铁所需最低煤耗以上来进行选择。
图2举例说明了在离开熔融旋流器的生产气体中的显热和化学能同煤耗之间的相互关系。图2实例应用于冶金容器内后燃率为25％以及冶金容器内传热效率为80％的情况。该图表明在这些情况下首例是生产气体中的显热实际上是恒定的并与煤耗无关。然而，输出气体中的化学能随煤耗而增加。可以预料是约为5GJ/每吨粗铁的生产气体显热可以在锅炉内被转成蒸汽，然后转成可用于生产所需氧气的电能。然而，输出气体中的化学能数量能够通过调节后燃率进行选择。在给出情况下的最低煤耗约为640kg/每吨粗铁。该图表明同使用还原竖炉的已知技术相反，本发明方法不会导致不希望有的大量输出能，如果的确需要，也可以最低煤耗无需过多的输出能采用本发明方法。
图3举例说明本发明方法的一个工作窗。图3实例应用于熔融旋流器内按20％预还原铁矿石以及将预还原的铁矿石通入1500℃的冶金器内的情况。图3考虑到了500GJ/每吨生铁的冷却损失，但没煤与氧化铁损失。图3实例表示以煤耗作为参数的来自冶金容器的传热效率同冶金容器内后燃率之间的关系。由于传热效率低，冶金容器中生产气体的温度太高；另一方面，对于渣层和熔体的生产气体的传热效率最大值有着限制。当后燃率太高时，熔融旋流器内的生产气体太少；因而在生产气体中的CO不足以在熔融旋流器内达到20％的预还原率。当后燃率太低时，煤耗太高而且生产的生产气体太多。对于最低煤耗来说，后燃率必须要高。在图3的实例中，在传热效率约为80％时最低煤耗约为640kg/每吨生铁。这意味着熔融旋流器中的后燃率也高(至少70％)。通过优选法，可以将煤耗降低到500kg/每吨粗铁。如同图2中所示，如果需要更多的输出能，本发明方法能够以900kg/每吨粗铁的煤耗产生高达约10GJ/每吨粗铁的输出能。
图4示出了本发明方法的另一个工作窗，其中后燃率在约0.25-0.55范围内。图4考虑了一般可能发生的约1000MJ/每吨生铁的冷却损失以及以灰尘形式的煤及氧化铁损失(各自为60kg/每吨生铁)。在图3和图4中，使用有32MJ/kg的中等挥发性煤，煤耗在500-1000kg/每吨生铁范围内。