本发明总的来说是涉及通过还原含金属氧化物的矿石生产该金属的方法。更具体地，本发明是涉及一种熔化还原方法，此方法包括：使金属氧化物矿（如铁矿石）在固态下在一预还原炉中经预先还原（此后称为预还原）步骤，然后在一熔化还原炉中熔炼以进行该矿石的最终还原。本发明尤其是涉及一种熔化还原法，按该方法，可提高能量的利用率，并大大地降低反应材料如煤、氧和石灰的消耗。 一般来说，在熔化还原法中，金属氧化物矿，如铁矿石（铁的氧化物）在熔态下被还原，从而产出铁或铁合金。由于它能适应原材料和能源的未来状况，近来，这一技术领域已引起很大的注意，并且对这一还原法的付诸实践的研究和开发正被推进。
与高炉法比较，该方法所提供的作为生产铁方法的主要优点是：使用廉价地原料;减少如将矿粒烧结或球化的预处理工艺步骤;并能将必需的设备减至最少。另外，作为一种生产铁类合金的方法，它几乎不依赖于使用电能。
当各种用于实施这种熔化还原法的工艺被提出，并且其中所用的还原炉类型各异时，该金属熔化型的熔化还原炉是一种有代表性的形式。例如，在一种生产铁的这类还原炉的场合，将铁矿石和煤及氧一同加入铁熔池，该铁矿石就这样被还原以得到熔态的铁（生铁）。然而，这种还原是迅速的，它可能以比矿石固态还原快100倍，或更快的速度完成这种还原，而所用的设备是一种简单类型的设备。出于这种或其它的原因，这类炉子被广泛地用于很多工艺过程中。
关于其不利的一面是，这类的一种熔化还原炉具有能量利用率极低的缺点。代表在这种类型的一种炉中还原铁矿石的主要反应式如下：
由于在上式中所使用的能量是燃烧C（碳）的热量，当以碳的发热量（8100千卡/公斤）进行计算时，其值为：
1.293×8100＝10470千卡。而另一方面，用于还原Fe2O3（1公斤）的被有效利用的热量为1759千卡，用于熔化Fe的热量为239千卡，也就是说，该总量为1998千卡。
因此，被使用的能量的利用率为1998/10470，即，仅为19%。几乎所有的其余部分的能量均随废气排出。因而，为提高能量的利用率，必须利用废气所载含的能量。
一种可能用于此目的措施是所谓的二次燃烧技术，在其中，将氧（或含氧气体）吹入该熔化还原炉中的气体空间部分，借此引起一部分自熔融金属表面冒出的可燃气体的燃烧，然后将这样产生的一部分热回收并将之返回到该熔融金属中去，借此方法提高该还原炉的能量利用率。此措施是利用这样一个事实：由CO转变成CO2所产生的燃烧热是在C转变为CO时所产生的燃烧热的2.5倍。
在二次燃烧率为30%的情况下，即，当30%的自炉中的熔体中冒出的CO气被燃烧，并如此地转变为CO2，且炉中的这种气体的温度设定为1600℃时，该炉中的这种反应的主要反应式如下：
（25℃） （25℃） （25℃）
（1450℃） （1600℃） （1600℃）....（2）
在这种情况下，由于所加的能量是0.679×8100＝5500千卡，则能量利用率变为36%。虽然这比不进行二次燃烧时所得到的能量利用率已有很大的改进，但它仍然是不充分的。若二次燃烧率提高到一个极端的程度将使该熔化还原炉中的温度升得过分地高，因而造成耐火材料的使用寿命缩短的问题。因此，为进一步地提高能量利用率，需要引进更新的技术。
其结果是，原料矿石经预还原的一种方法就被推出了。正如前面所提及的，这方法包括在一个预还原炉中使固态矿石经预还原，然后在一个如上所述的熔化还原炉中使该矿石经受最终还原。对于在预还原炉中所用的还原气体主要是使用在该熔化还原炉中进行最终还原时所释放出的高温气体。对于预还原炉，在很多情况下是使用一种流化床型的炉子，矿石在其中形成一个流态化床，并以这种方式与上述气体接触和发生反应。在这种炉子内，反应温度被调整到大约800℃左右，以便达到高的还原效率而又不引起矿石的烧结。
在一种具有这种特征所实施过的熔化还原方法中，为在该还原炉中达到尽可能高的还原率（预还原率），正在朝此目标努力进行改进。一般该预还原率被调定为70%，或更高。这里所用的术语“还原率”指的是以含在原料矿石中的金属氧化物为参考基准的氧的降低率。例如，在以Fe2O3作为参考基准的情况下（还原率为0%），该矿石以11.1%的还原率被还原成Fe3O4，以33.3%的还原率被还原成FeO，而以100%的还原率被还原为Fe。
现在将研究包括具有这种特点的一个预还原炉和一个熔化还原炉的一套装置中所进行的这一过程中的能量利用率。
体现在该预还原炉中铁的氧化物的还原反应的主要反应式如下：
然而，为将Fe2O3于800℃时还原成Fe，在预还原炉出口处的气体中的CO/（CO+CO2）的比值，按照已知的Fe-CO平衡图（示于以后将要简述的附图4），必须保持为65%或更高。
在使用这种工艺的预还原率被调定为100%的情况下，为增加通入该预还原炉中的CO的量，必须相应地往熔化还原炉中添加过量的C和O2。在此情况下，由于在该熔化还原炉中的反应是放热的，则必须往该炉中加入冷却剂以保持热平衡。比如，在研究以CO2作为冷却剂的情况时，该主要反应式如下式所示：
在预还原炉中-
在熔化还原炉中-
（500℃） （25℃） （25℃） （25℃）
（1450℃） （1450℃）
在此情况下，由于能量是C的燃烧热，即，0.768×8100＝6.221千卡，热能有效利用率为32%。
在预还原率为75%的情况下，即在预还原炉中Fe2O3被还原成FeO和Fe的情况下，则反应式如下：
在预还原炉中-
在熔化还原炉中-
（500℃） （500℃） （25℃）
（25℃） （25℃）
（1450℃） （1450℃）
该能量利用率是39%。
在一种使用预还原炉的工艺中，在某些情况下此二次燃烧技术还被用于如上所述的熔化还原炉中。然而，由于预还原率高达70%或更高，因此必须将二次燃烧率保持在30%或更少，以便保证用于预还原的气体中的CO的量。
这样，在使用预还原炉和熔化还原炉的一种工艺中，由熔化还原炉中释放出的气体的潜热和还原能力在预还原炉中得到利用，与此同时，在预还原炉中被预还原的矿石的显热在熔化还原炉中得到利用，即，在该工艺过程自身中，部分能量得以重复利用，相反，按现有技术的熔化还原法，在过程中未被利用的剩余能量浪费于废气中。
上面的考虑可以归纳如下。在已知的使用一预还原炉和一熔化还原炉的熔化还原法中，从能量利用的观点看，有下列特点：
ⅰ）70%，或更高的预还原率。
ⅱ）大量的在工艺过程中未被利用的剩余热能量被浪费于废气中。
伴随着上述已知的熔化还原法的一个严重的问题是，为通过还原金属矿（金属氧化物）而得到金属所需的碳（C）的消耗率很高，即能量利用率很低。比如，该值甚至比以高炉法还原铁矿石时的能量利用率还低。由于这一原因，人们认为，就该熔化还原法而言，只要这一问题不解决，它的大规模工业化是困难的。
由于大量消耗碳，氧的消耗也变得很大。因而，在实际的实施中，不仅对产量产生不利的影响，如，产生的渣量、煤的消耗、以及进入渣中的金属损失都增加了，而且为消除这些影响的设备费用也增加了。
上面所研究的能量利用率都是基于基本反应式的，即它们都是理想状态下的能量利用率。然而在实际的还原过程中，C不是纯碳，而是以煤的形式出现的碳。而Fe2O3也是一种含有杂质的铁矿石。另外，诸如炉体的散热（热传导损失）等这些情况，造成了实际的能量利用率比其在理想状态下的利用率还要低一些的结果。
进而，由于在常规的熔化还原法中的预还原率很高，因而就需要大容量的预还原炉。另一个问题是：由于金属铁在矿石（经预还原的铁）中生成，而此矿石又易于彼此相互粘附，所以矿石就形成了大的团块，结果就遇到阻碍反应和传输的困难。
本发明的目的是以提供一种熔化还原法来解决上述问题，按照此方法，能量利用率被提高到最大限度，而使材料，如煤、氧、和石灰的消耗尽可能低。
按照本发明，为解决上述问题，提出了一种熔化还原金属氧化物矿石的方法，此方法包括：在一个预还原炉中使固态矿石预还原，然后，在一个熔化还原炉中熔化该矿石并对其进行最终还原，而与此同时，将产生于熔化还原炉的，具有还原能力的气体导入预还原炉，而在该预还原炉中的矿石预还原率的最大值被控制在33%的量级。
通过实施本发明的熔化还原法，在预还原炉中以预还原率最大为33%量级被预还原的金属矿石，在高还原率的熔化还原炉中必定被100%地还原，但是由于预还原炉中所用的还原气体不需要很高的还原性，所以在熔化还原炉中可大量进行二次燃烧。借此在整个工艺过程中的能量利用率就被提高到最大限度。
从下列的以本发明的较佳实施例而作的详细叙述中，当参见与其有关的附图时，可清楚地看出本发明的特性、效用、和进一步的特点。附图被简述于后。
在附图中：
图1是表示用于实施本发明的设备的第一个实施例的流程图。
图2是表示图1所示的熔化还原系统中预还原率、二次燃烧率和煤的消耗之间的关系曲线图。
图3是表示用于实施本发明的设备的第二个实施例的流程图。
图4是用CO气还原铁的还原平衡图。
图5是表示用于实施本发明的设备的第三个实施例的流程图。
图6是表示用于实施本发明的设备的第四个实施例的流程图。
首先参看图1，这里所示的用于实施本发明的熔化还原法的设备的主要组件是一座预还原炉1和一座熔化还原炉2。在这一实施例设备的运行模式中，固态铁矿石首先在预还原炉1中被预先还原或预还原，然后在熔化还原炉2中被熔化并被最终还原，而同时在熔化还原炉2中形成的高温具有还原能力的气体，作为还原气体被导入预还原炉1。
在预还原炉1，粒状的铁矿石通过一条矿石加料管11而被加入该炉，而同时还原气体通过一条气体输送管25和一块带孔的位于炉1较低部位的分配板（调整板）1a被向上地导入炉中，随后粒状铁矿石在此分配板1a上通过一些未示出的装置被搅拌混合而形成一个流化床1b。处于这种流化状态的铁矿石借此与还原气体接触，发生反应，从而被预还原。
经这样的预还原的铁矿石（被预还原的铁）穿过分配板1a，并通过装在炉1的下部的排料管12或通过炉1侧壁经排料管13被排出，然后利用，例如气体输送通过输送管14被加入到熔化还原炉2中的熔铁2a中。除去上述的经预还原的铁之外，煤和石灰通过加料管21被吹入熔化还原炉2中的熔铁2a（以及熔渣2b）之中。另外，氧以及，如果需要，二氧化碳气（CO2）或工艺过程中回收的废气（CO+CO2+H2+H2O）通过加料管22被鼓入。此外，还通过加料管23将氧鼓入炉2中的气体空间中，因而使一部分从铁熔体表面冒出的气体发生二次燃烧。结果是，在熔化还原炉中产生的一种气体，通过该炉的顶部的孔24及前面提及的气体输送管25被导入预还原炉1中，以被用于预还原步骤。在预还原炉1中所产生的废气通过废气管26被排出。
在该实施例中，为提高全过程的能量利用率，该工艺过程应被控制以使几乎全部的铁矿石在预还原炉1中被还原成FeO，而且在熔化还原炉2中的二次燃烧率应为20-50%。在预还原炉中将Fe2O3还原成FeO的情况下，预还原率为33.3%，但是在被用作原料的实际铁矿石中，除Fe2O3外，还含有氧含量稍低的Fe3O4。况且，从预反应炉是流化床型的炉子所带来的特点，来考虑预还原炉的经济问题时，实际上的预还原率就变为大约20-33%左右，即最大值为33%量级。
以这种方式设定预还原率和二次燃烧率而实现高能量利用率的理由如下。
在图1所表的一种熔化还原系统中，在考虑得到单位重量的熔铁（吨）的情况下，通过对比和研究（1）-（6）的基本反应式，则下列的关系就很明显了。
1）在式（3），（4）与（5）、（6）对比的基础上，通过改变预还原炉1中的预还原率，则引起预还原炉1中CO所需量的改变，从而，也引起熔化还原炉2中C所需量的改变。
2）在对比式（1）和式（2）的基础上：当改变熔化还原炉2中的二次燃烧时，C的所需量也将改变。
3）在对比式（1）和式（2）的基础上：当改变二次燃烧率时，从熔化还原炉2中释放出CO量也将改变。由于这CO量引起预还原炉1中的预还原率的改变（参见图4），所以二次燃烧率就影响了该预还原率。
从上面所考虑的各点，可以认为，通过选择适宜的预还原率和适宜的二次燃烧率可将所需的C量减至最小，换言之，能量有效利用率可增至最大。因而，我们决定，根据基本反应式（1）至（6），对于预还原率和二次燃烧率的变量的各种组合确定C的消耗。
在计算时，为研究在还原步骤中的尽可能接近实际情况下的C（即煤）的消耗，一些因素，如，在每种情况下从炉体的散热（传热损失）和通过二次燃烧而产生的热对熔铁的传热效率，都是根据事先进行的预实验结果来加以考虑。另外，在设定可变的如后面将要叙述的原料与熔铁的比率后，就要使用经修正后的基本反应式（1）-（6）。
（a）原料：
铁矿石：成分（%，干态）
总铁：67.8，FeO∶0.1，灼损∶0.5，
SiO2∶0.7，CaO∶0.06，MgO∶0.04。
煤：成分（%，干态）
全碳∶80.8，S∶0.5，H∶0，N∶1.0
O∶10.0。
煤中的灰分成分：（%，干态）
SiO2∶60，CaO∶4，MgO∶15。
石灰：成分（%，干态）
CaO∶53.0，MgO∶1.0，灼损：42.7。
（b）熔铁：成分（%）……Fe∶94.5，C∶4.5。
温度…1450℃。
（c）加料温度：加入熔化还原炉中的预还原铁的温度为500℃。
（d）在预还原炉中的反应温度为800℃。
（e）用于冷却熔化还原炉内部的气体。
CO2（25℃）
（f）在预还原炉中的CO量：根据图4的平衡图，将一适宜量加于为得到特定预还原率所需的理论值之上，因而所得的值是按所需值为最小取值。例如：为在800℃将Fe2O3还原成FeO，则应使CO/（CO+CO2）的比值取30%或更高，而为进一步将之还原成Fe，则应使该值取70%或更高。
根据上面计算的结果，并以生产单位重量（1吨）的熔铁所需的耗煤量表达为吨/吨熔铁而得到示于图2的曲线。该煤耗量，代替了前述的在理想条件下的能量利用率，其取值表示实际能量消耗程度。该曲线示出在将二次燃烧率以从0到10%的增量而设定，预还原率在0-90%间变化的情况下的煤耗。在该曲线中，由于二次燃烧使熔化还原炉2出口处的气体温度超过1900℃的情况被排除在外。
如从图2可见，当二次燃烧率为50%，预还原率大致为33%时，煤耗变为最小。还可看出，在50%和20%之间的二次燃烧率的区间中，在大约33%的预还原率示出了最小值。此外，同一曲线图示出，由于在预还原率超过33%时需要大量的CO，如果二次燃烧率被提高（30%，或更高），则煤耗将急剧增加。
当按上述计算所确定的煤、氧、和石灰的消耗量以图2中的A-D点被示出时，就得到下面的结果。二次燃烧率被缩写成S.C.R，而预还原率被缩写成P.R。
点A（S.C.R 20%，P.R 9.3%）
煤1.73吨，氧1060标米3，石灰0.31吨。
点B（S.C.R.20%，P.R.33%）
煤1.30吨，氧790标米3，石灰0.24吨。
点C（S.C.R.20%，P.R.75%）
煤2.7吨，氧1730标米3，石灰0.47吨。
点D（S.C.R.50%，P.R.33%）
煤0.71吨，氧450标米3，石灰0.15吨。
这样，在煤耗低（而且P.R都是33%）的点B或点D上，氧和石灰的消耗也低。
现在将根据本发明的第二实施例，并参见图3描述本发明，在图3中，那些与图1中的部件相同或等效的部件用同样的标识数字标出。图3图示了一种用于实施按本发明生产铁的熔化还原工艺的设备，该设备与图1所示的设备基本上相同。在此设备中产生于，并排自于两座还原炉的气体被用于工艺过程之外的其它的目的，借此有效地利用这些能量。基于本发明第一实施例中的分析结果，在本例中预还原率被设定为33%，二次燃烧率被设定为50%。
这一实施例的特征是：在熔化还原炉2中形成的气体，在将其输送往预还原炉的通道中被引导流经一个除尘器31，一个蒸气发生器32（NO.1锅炉）及一个部分气体燃烧装置33，而来自预还原炉1的废气被引导流经一个除尘器34和蒸气发生器35（NO.2锅炉）。这样，这些气体分别地通过除尘器31和34被除尘，然后被导入蒸气发生器32和35用作发生蒸气的热源。通过利用这些气体，这些气体所具有的热能就被转变为蒸气能，该能量因而可被用于发电、环流供暖，及其它的在钢铁厂中的用途。
部分气体燃烧装置33控制对气体的再加热，这些气体的温度在NO.1锅炉中已下降，通过向这些气体中吹入氧或一种含氧气体，并使其部分可燃成分燃烧借此将该气体的温度提高到为预还原炉1所需的值。由于在预还原炉1中的预还原率低，所得到的经再加热气体非常适宜用作预还原气体，即使通过这种部分燃烧，在该气体中的一部分CO或H2被燃烧并转变为CO2和H2O，该气体的温度也会提高。为提高NO.1锅炉的热效率，可在NO.1锅炉32中的气流通道中设置用于为这种部分燃烧而吹入的氧的喷射孔。
示于图3中的四个表中的温度和成分是表示在气体通道中各点上该气体状态的定量值。在第二实施例中，这些值表示的是计算结果，这些结果是以如上已示出的设定的预还原率和二次燃烧率，并在第一实施例的条件a）-f），以及下面的条件A），B）和C）下进行计算的。
A）NO.1锅炉32中气体温度的变化：1700℃-600℃
B）在局部燃烧器33中的不完全燃烧率（从CO，H2转变为CO2和H2O的比例）：15%。
C）NO.2锅炉35中的气体温度的变化：800℃-400℃。
在这些表中的重要的数值是那些与气体燃烧装置33的出口气体，及预还原炉1的出口气体有关的数值。局部燃烧器33的出口气体的CO/（CO+CO2）比为38%，它小于65%。出于这一原因，当将这种气体导入预还原炉1以对约800℃的铁矿石进行预还原时，在该铁矿石中不能得到纯铁。
从预还原炉1的出口气体含有CO和H2的量足以将铁矿石还原成FeO。也就是说，在该气体中有CO和H2的情况下，为得到800℃的FeO的条件是CO/CO2＞0.35以及H2/H2O＞0.34。由于对于还原炉1的出口气体的计算结果为：CO/CO2＝0.36，及H2/H2O＝1.18，因而这些条件得到了满足。另外，通过NO.2锅炉35被排出的这种气体按其成分含有780千卡/标米3的化学热，这样它可象在类似于高炉气及类似物的情况下，在钢铁厂中被作为燃料使用。
由蒸气发生器32和35产生的蒸气的总量大约是1.6吨（每吨熔铁）。如果所有的这种蒸气被用来发电，则将能发出300千瓦（每吨熔铁）的电，这意味着，大量的能可在此工艺过程之外利用。
设备的第一实施例还有另一优越特性是：由于熔化还原炉2的操作情况发生波动而引起的，用于预还原的气体的温度和成分的波动，可通过改变不完全燃烧率而被补偿。特别是，在熔化还原炉2的运行中，是根据如还原反应进行的程度之类的因素来改变煤，氧或石灰的加入量的。因此，在熔化还原炉2中形成的气体的温度和成分（即被导入预还原炉1以用于预还原的气体）也会波动。根据这种波动通过调节局部气体燃烧装置33中的气体的不完全燃烧率，可使该气体的温度和成分达到进行预还原所期望的状况。例如，在通过减少吹入熔化还原炉2中的氧量而导致二次燃烧率的降低的情况下结果该气体中的CO含量提高而其温度下降，通过提高部分气体燃烧装置33中的不完全燃烧率，可将气体的状态校正到符合33%的还原率的状态。
上述的本发明的熔化还原法，不限于通过还原铁矿石而生产铁，而且还可用于通过类似的工艺，如通过还原铬矿石（Cr2O3或FeCr2O4）而得到铬铁的工艺，生产其它的金属。
通过实施上述的熔化还原方法，得到了下列的有利的效果。
1）为获得规定量的熔态金属所需的煤耗量大大地降低。
2）与上述的效果1）一起，氧和石灰的耗量也下降了。
3）与上述的效果1）和2）一起，所形成的废气减少了。
4）与上述的效果1）和2）一起，在熔态金属中形成的渣量减少了，借此金属的损失下降，而生产该金属的产率却被提高。
5）与上述的1）-4）的效果一起，输送材料（如煤和石灰）的设备、供氧设备及处理废气的设备在规模和费用上可被减少，并且其运行费用也可降低。
6）由于预还原率低，所以可以使用小尺寸的预还原炉。
7）由于用于预还原的气体的低还原能力（还原成分的量）就足够了，所以，例如在第二实施例中所证实的气体的显热可在锅炉中被最大限度地回收那样，能量可被有效地利用。
还有一个用于实施本发明的熔化还原法的设备的第三实施例子被示于图5。在该设备中，在二次燃烧后来自于熔化还原炉2的气体被通入与该炉顶部孔24相接的气管41，而该气体的一部分被分入自气管41分出的支气管41a，然后通过一台湿式集尘器43，一台鼓风机44及一台脱碳装置45，在气管42中与在另一条支气管41b中流动的气体相遇并混合。该所得到的混合气体被通入一台热的旋风除尘器46及一台部分气体燃烧装置47，然后作为预还原气体被导入预还原炉1。
湿式集尘器43，只要它是一台能冷却和自气体中除尘的装置，就不限制其类型。脱碳装置45也可以是任何类型的气体转化或调整装置，例如一台通过使用烃或粉煤将CO2转化为CO或H2的装置。在局部燃烧装置47中，将氧（或一种含氧气体）吹入该气体的一部分中，以使其一部分可燃成分燃烧从而提高该气体的温度。可用任何类型的提高气体温度的一种加热装置取代这一装置。
在这一实施例中，与先前的例子相似，预还原炉1也是流化床型的炉子。粒状的、通过矿石进料管11而被加入该炉子1的铁矿石，由经过如前所述的气管42而引入炉子1的用于预还原的气体，使其在多孔分配板（调整板）1a上形成一个流化床，并且在此状态下与还原气体接触并反应而被预还原。经这样预还原的铁通过排料管12或13被排出，并且利用，例如气体而被输送，然后经过输料管14被加入熔化还原炉2，上述用于预还原的气体通过废气管26被单独地排出预还原炉2。
在此第三实施例中，为提高全工艺过程的能量利用率而调整预还原气体的特性，并与此同时，使熔化还原炉2中的二次燃烧率为60%或更高，以使还原进行到铁矿石在预还原炉1中几乎全变成FeO为止。在Fe2O3于预还原炉中被还原成FeO的情况下，预还原率为33%。然而实际上被用作原料的铁矿石除含Fe2O3之外，还含有氧含量较低的Fe2O4。由于这个原因，实际的预还原率要比33.3%低一些。
在图5所示的工艺中，通过调节预还原气体的特性，预还原率和二次燃烧率由于以下原因而用这种方式设定。
如前所述，预还原炉1中的预还原率是以预还原气体中所含的CO量（比率）确定的。这CO含量又依次按加到熔化还原炉2中的C（煤）量和二次燃烧率确定。此外，C量随着加入熔化还原炉2中的矿石的预还原率而变化。通过比较分析基本反应式（2）、（5）和（6）、一些改变二次燃烧率和预还原率的反应式、已知的示于图4的与CO气和铁有关的还原平衡图及其他数据，就不难理解这一趋势。
从上述被考虑的各点的定量分析，有可能确定将为得到单位重量熔铁Feㄒ海┧璧奶己牧考踔磷钚〉脑せ乖屎投稳忌章实氖室酥担谎灾锌赡苋范ㄎ竦米畲蟮哪芰坷寐实脑せ乖屎投?燃烧率的适宜值。据此，我们曾通过在设定实际的条件（即，矿石、煤、和各部分的热损失的特征）后的计算来确定预还原率和二次燃烧率。然后我们通过实验进行验证。这样得到的结果如下：
ⅰ）当预还原率为33%时，对于20%或更高的二次燃烧率的煤（C）的耗量变为最小。这些值小于在二次燃烧率小于20%的情况下的最小煤耗量。在33%的预还原率的情况下的煤耗量随着超过20%的二次燃烧率的提高而下降。
ⅱ）当二次燃烧率超过60%时，熔化还原炉中所产生的气体中的CO量下降。因此，除非使这种气体被转化或调整，否则33%的预还原率是不能达到的。
总之，将预还原率保持在33%，并尽可能多地提高二次燃烧率，结果导致煤耗量的下降。比如，在50%的二次燃烧率和33%的预还原率的情况下，煤耗量约比前述例子（二次燃烧率为0，而预还原率为75%）的煤耗量低40%。这表明有很大的改进。
如果为降低煤耗量，二次燃烧率被设定为60%或更高，由于上面ⅱ）段中的原因则产自熔化还原炉2的气体就不能直接地被用作预还原气体。在这一例子中，由于上面所提出的理由，可通过调节预还原气体的特性，而将预还原率设定为33%的量级，而二次燃烧率设定为60%或更高。
在本例设备输气管道的各点（图5中点A-G）进行气体特性的验算。利用此设备实施此工艺的条件为：在熔化还原炉2中的二次燃烧率65%;来自气管41的产气按50%比例分配给每个支管41a和41b和在部分燃烧装置47中气体的可燃组分的15%被燃烧。于是得到如下结果。
部位气体成分（％）温度（℃）气体量（标米3）COCO2H2H2ON2A23.142.98.114.911.017001600B25.340.75.817.211.010501600C27.644.56.49.512.070733D45.97.510.715.920.050440E26.335.213.910.414.27001240F23.138.410.713.614.211001240G16.345.17.616.814.28001240
在上述的验算中，假设在湿式集尘器43中67标米3的H2O随着粉尘的冷却和排除而从气体中排除，并且在脱碳装置45中，气体中90%或293标米3的CO2被排除，并在各装置和气管中降低气体温度，另外也考虑了伴随的转移反应。
在上述数值中，G点（预还原炉1的出口）处的气体成分被注意到了。在G点的气体中含有作为还原成分的H2和CO，并且其百分数很高，并由于下列原因足以使预还原率达到33%（将铁矿石还原为FeO）。这就是说，当该气体中含有CO和H2时，为获得800℃的FeO的条件是CO/CO2＞0.35，而CO/CO2＝0.36的验算结果满足了这一条件。
当以上述的方式调节预还原气体的特性，而将二次燃烧率提高到65%，而预还原率被保持在33%的量级时，与上述的二次燃烧率为50%的情况相比较，煤耗量下降了百分之几。在这方面，当预还原率超过33%时，在二次燃烧率超过20%的情况下，煤耗迅速提高。另一方面，即使当预还原率降到33%以下，由于煤耗仅增加少许，所以在实际生产中，预还原率的实际最佳值是从比10%多一点直到33%的范围内。
按这一例子的方法，如果通过提高被分配入气管41a的气体量而使大量气体被转化，则二次燃烧率可被进一步提高。因此还可能进一步降低煤耗。在二次燃烧率是60%或更低的情况下，如果用此方法调节气体的特性，则可提高用于预还原气体的还原性。因此，诸如通过使用小容量的预还原炉而可以达到同样的预还原率（为33%量级的预还原率）这样的一些好处就可得到。
通过参看图6，现在将描述第4个适用于实施本发明设备的实施例。那些与图5中相应部件相同或等效的图6中的部件用同样的标号标出。对这样一些部件的详细描述将不再重复了。图6的这一例子是适合于生产铁的熔炼工艺的设备，它类似于图5所示的设备，但其特点是：来自预还原炉1的一部分经冷却和除尘的废气，经转化后，被混入熔化还原炉2所产生的气体中，再通过气管51被引入预还原炉1。
特别是，从预还原炉1被排出的，并流经废气管58的废气在湿式集尘器53中被冷却和除尘，然后被分配到支气管58a和58b中。流经气管58b的气体被排出，并作为废气被放掉。流经气管58a的气体穿过一台鼓风机54和一台脱碳装置55，然后与上述的，气管51中的气体相遇并混合。一部分所得到的经混合的，类似于图5中的前例的混合气体在局部燃烧装置57中经不完全燃烧以提高该气体的温度，然后作用预还原气体被导入预还原炉1。
进而，在该例中，为以较高的精确性和可靠性调节该气体的特性，备有气管51c以便在必要时使一部分产自熔化还原炉2的气体作为废气通过该气管51c被排出。可使被导入气管51c的此气体与上述的流经气管58b的废气流相结合。由于以这种方式被排出的气体含有一种可燃成分，所以它可作为燃料在钢铁厂中被利用。
在此例子中，也对气体的成分和温度作这样的调节，以使铁矿石在预还原炉1中的预还原率将达到33%。因此，可在熔化还原炉2中应用一个高的二次燃烧率，并可以一个小于已知工艺中的煤耗获得熔铁。然而，在此情况下，由于来自预还原炉1中的，含有比图5中所说明的例子为少的CO和H2的废气被转化，就需要将大量的气体（如，总废气量的70-80%）导入气管58a，并使之脱碳。
另一方面，这例子提供了一个优点，在此优点中，即使在由于熔化还原炉2的运行状态牟ǘ鹌辶康牟ǘ那榭鱿拢部赏ü黾踊蚣跎俦环峙淙肫?8a中的气体量，或经气管51而被排出的气体量来调节预还原气体量。在预还原炉，是流化床型的炉子的情况下，要特别强调这一优点，因为这种炉子要求精确而可靠地调节用于还原的气体的流速。
应注意到，上述的调节用于预还原气体的特性的方法不被仅限于通过还原铁矿石而生产铁的应用中，而且还可适用于以类似的工艺熔化还原其它的金属，如通过还原铬矿石（Cr2O3或FeCr2O4）而得到铬。
用上述的调节用于预还原气体特性的方法，可得到下面的有益的效果。
1）由于可将二次燃烧率提高到一个很高的值，所以为得到熔铁所需的耗煤率就被大大地降低。
2）只需转化部分的产自熔化还原炉的气体或来自预还原炉中的废气，因此，转化设备的运行和装置的费用就相当地低。