Przedmiotem wynalazku jest sposób pólireduk- cyjnego wyitoipu kamienia miedziowego, w pie¬ cach szyibowych, z siarczkowych surowców mie- dzionosnych o niskiej zawartosci siarki w stosun¬ ku do miedzi, wynoszacej nie wiecej niz 1:2 czesci wagowych.Dotychczas karmien miedziowy wytapia sie z siar¬ czkowych surowców miedzionosnych, tj. z kawal¬ kowych rud, luib zbrykietowanych koncentratów ubogich w siarke w piecach szyibowych w proce¬ sie pólrediukcyjnytm w ten sjposób, ze w celu wla¬ sciwego przeprowadzenia procesu technologicznego stosuje sie dodatek koksu w ilosci okolo 12% wa¬ gowych w stosunku do wsadu mineralnego' jesli koncentrat zawiera naturalny wegiel organiczny w ilosci okolo 6% wagowych, albo jesli ruda zawiera naturalny wegiel organiczny w ilosci okolo 2% i równoczesnie powietrze podmuchowe podgrzewa sie do okolo 400°C, lub przy zastosowaniu dodat¬ ku koksu wynoszacego okolo 16% wagowych, jesli wsad miedzionosny nie zawiera naturalnego weg¬ la organicznego. Do pieców szybowych wsadaje sie do wysokosci okolo 4 m ponad poziom dysz powietrznych, zbrykietowane koncentraty lub ka¬ walkowa rude, topniki i koks, kolejno porcjami, przez co twarza one w piecu nakladajace sie na siebie warstwy. Warstwa koksu w strefie dysz pie¬ ca tworzy tzw. „rutszt koksowy", który jest cha¬ rakterystycznym i niezbednym elementem prowa¬ dzenia tego procesu. Przez dysze powietrzne po^ 10 2 daje sie pod pewnym cisnieniem powietrze atmo¬ sferyczne, sluzace do spalania koksu i wytworze¬ nia w piecu pólrediulkcyjnej atmosfery, charakte¬ ryzujacej sie zawartoscia tlenku wegla w ilosci 12 do 19% objetosciowych oraz zawartoscia tlenu w ilosci ponizej 2% objetosciowych.Znany jest równiez sposób wytopu w piecach szybowych, kamienia miedziowego z siarczkowych koncentratów miedzi bogatych w siarke, o stosun¬ ku siarki do miedzi przekraczajacym 1:2 i do¬ chodzacym do 1:1 czesci wagowych, a nawet wie¬ cej, w procesach utleniajacych, tzw. pirytycznych lub pólpirytycznyeh, polegajacy na tym, ze do pieców szybowych wsadaje sie do wysokosci nie 15 przekraczajacej 2,5 m ponad poziom dysz po¬ wietrznych, zbrykietowane koncentraty miedzi i topniki korygujace sklad chemiczny zuzla, a tajk- ze moze byc wsadowany koks w ilosci do 8% wa¬ gowych w stosunku do wsadu mineralnego nie zawierajacego naturalnego wegla organicznego, a przez dysze powietrzne wdmuchuje sie do pieca powietrze atmosferyczne, lub powietrze wzbogaco¬ ne w tlen do zawartosci okolo 30% objetosciowych tlenu, sluzace do wypalenia z koncentratu nad¬ miaru siarki i spalenia koksu, jesli jest on do¬ dawany do pieca, przez co uzyskuje sie gazy bo¬ gate w tlen, zawierajace od kilku do kilkunastu procent objetosciowych tlenu oraz bogate w tlen¬ ki, siarki, które nastepnie wykorzystuje sie do pro- 30 dukcji kwasu siarkowego, lub siarki elementarnej. 20 25 133 822133 822 3 Znane sa takze rózne procesy redakcyjne pro^ wadzone w piecach szybowych, w celu wytopu me¬ tali z rtud i koncentratów tlenkowych, w których stosuje sie wysoka warstwe wsadu, wynoszaca od kilku do kilkunastu, a nawet kilkudziesieciu me¬ trów ponad poziom dysz powietrznych, duze do- daitfci koksu dochodzace do 36% wagowych w sto¬ sunku do wsadu mineralnego, co zapewnia stale ^utrzymywanie sie „ruszitu koksowego" w strefie 'dysz, a takze niekiedy stosuje sie wzbogacanie dmuchu powietrznego w tlen do okolo 33% obje¬ tosciowych, przezl co uzyskuje sie w piecu atmo¬ sfere redukcyjna zawierajaca 20 do 45% objeto¬ sciowych tlenku wegla i ponizej 0,2% objetoscio¬ wego tlenu, potrzebna do przeprowadzenia tech¬ nologicznych reakcji redukcji wsadu tlenkowego i otrzymania metalu z rudy tlenkowej.Dla koncentratów rud siarczkowych miedzi, ubo¬ gich w siarke nie stosuje sie procesów utleniaja¬ cych, poniewaz siarka zawarta w surowcu wyj¬ sciowym jest tu niezbedna dla utworzenia wlasci¬ wego kamienia miedziowego i nie moze zostac odpedzona do gazów. Takze nie jest korzystne prowadzenie^ procesiu w sposób redukcyjny, gdyz wiaze sie to z niebezpieczenstwem wyredjkowa- nia tlenkowych skladników wsadu mineralnego, które tworza wówczas truidnoitopliwy, wielosklad¬ nikowy stop metaliczny tzw. ,^wilk", który przy¬ sparza licznych klopotów eksploatacyjnych pole¬ gajacych na zarastaniu i obmarzaniu ' trzonu' pie¬ ca i odstojników. Oprócz tego, niepotrzebny w tym procesie nadmiar tlenku wegla w gazie bylby przyczyna zwiekszonego zuzycia koksu. zgodnie z wynalazkiem, sposób pólredukcyjne- go wytopu kamienia miedziowego, w piecach szy¬ bowych, z siarczkowych surowców miedzionosnych o niskiej zawarltosci siarki w stosunku do miedzi, wynoszacej nie wiecej niz 1:2 czesci wagowych, w którym stosuje sie dodatek koksu wynoszacy nie wiecej niz 12% wagowych w stosunku do ca¬ losci wsadu mineralnego, jesli koncentrat zawiera naturalny wegiel organiczny w ilosci okolo 6% wagowych albo jesli ruda zawiera wegiel organi¬ czny w ilosci okolo 2% wagowych, przy czym po¬ wietrze dmuchu podgrzewa sie do okolo 400°C, lub stosuje sie dodaltek koksu wynoszacy nie wie¬ cej niz 16% wagowych w stosunku do wsadu mi¬ neralnego jesli nie zawiera on naturalnego wegla organicznego, charakteryizujie sie tym, ze koks wsa- diuje sie do pieca lacznie z wsadem mineralnym w tymi samym otwarciu urzadzenia zaladowczego, a powietrze wzbogaca sie w tlen do zawartosci 21—35% objetosciowych, korzystnie do* zawartosci 27—30% objetosciowych. Wzbogacajac powietrze drnuchoi w tlen równoczesnie zmniejsza- sie doda¬ tek koksu do wsadu mineralnego w ten sposób, ze na kazde 2% objetosciowe przyrostu stezenia tlenu w otouchu ponad 21% objetosciowych, zmniej¬ sza sie dodatek koksu w stosunku do wsadu mi¬ neralnego o 0,5—2,0% wagowych, korzystnie o 1% wajgowy, liczac od ilosci koksu dodawanego do wsadu przed wzbogaceniem dmuchu w tlen.W procesie tym uzys^kuje sie gazy zawierajace objetosciowo 12—19% CO i ponizej 2% Oa.Rozwiazanie powyzsze stalo sie mozliwe, ponie- 4 waz nieoczekiwanie okazalo sie, ze w procesie we¬ dlug wynalazku, pomimo stosowania malych do- diatków koksu i rozproszenia go we wsadzie mi¬ neralnym i jednoczesnie stosowania powietrza 5 wzbogaconego w tlen, nie wystepuje przemienie¬ nie wsadu do poziomu zagrazajacego zwiekszonym wypalaniem siarki, jak to ma miejsce w proce¬ sach utleniajacych, pirytycznym i polpirytycznym,, a wprost przeciwnie okazalo sie, ze pomimo bra- 10 ku w rejonie dysz pieca stalej rozzarzonej war¬ stwy koksu, tzw. „rusztu koksowego" wystepuje tu podobne zjawisko jak w procesach redukcyj¬ nych tj. wzrost stezenia w gazie tlenku wegla, wywolany wzrostem stezenia tleniu w powietrzu 15 podmuchowym. O ile jednak w procesie reduk¬ cyjnym, gdzie koks wystepuje w warstwie, nie mozna juz zmniejszyc stezenia tlenku wegla w gazie droga zmniejszania dodatku kciksu, o tyle w procesie wedlug wynalazku, niespodziewanie ckazalo sie, ze wycofywanie koksu z procesu umo¬ zliwia zmniejszenie niepotrzebnego, a nawet szkod¬ liwego w tym procesie nadmiaru tlenku wegla w ¦ gazach.W rezultacie atmosfera gazowa w piecu moze pozostac taka sama, lub nie'rózniaca sie wlasno¬ sciami ochronnymi w stosunku do siarki, której nie wypala i w stosunku do tlenkowych sklad¬ ników koncentratów, których nie wyredukowuje, jak w procesie stosowanym dotychczas. Jesit to atmosfera najwlasciwsza dla rodzaju przerabiane¬ go surowca.Sposób wedlug wynalazku umozliwia zastosowa¬ nie tlenu do wzbogacania dmuchu powietrznego w pólredukcyjnym procesie wytopu kamienia miedziowego równiez przy stosowaniu niskich do¬ datków koksu. Dzieki temu odznacza sie on licz¬ nymi zaletami w stosunku do procesu stosowane¬ go dotychczas.Przy zachowaniu niezmienionych ilosci gazów gardzielowych pozwala osiagac znacznie wyzsza wydajnosc procesu i mniejsze zuzycie koksu, a przy zachowaniu dotychczasowych wydajnosci umozli¬ wia oprócz zmniejszenia zuzycia koksu, takze zmniejszenie ilosci gazów gardzielowych, przez co przyczynia sie do poprawy staniu ochrony srodo¬ wiska.Sposób wedlug wynalazku przedstawiono doklad¬ nie w ponizszych przykladach: Przyklad I. Do pieca szybowego podaje sie 50 okolo 3,5 tys. mVni% powietrza podmuchowego o zawartosci 27% objetosciowych tlenu. W nabo¬ jach wsadowych podaje sie 9% wagowych koksu w stosunku do wsadu mineralnego, przy czym na¬ boje kofasOwie i naboje wsadu mineralnego wpro- 55 wadza sie do ineca lacznie, w jednym otwarciu urzadzenia zaladowczego. Otrzymuje sie okolo 3,5 tys. m*/m*h gazu gardzielowego zawierajace¬ go COji — 13%, CO — 18%, 02 — 0,6%. Wskaznik wydajnosci osiagniety w tych warunkach wynosi 60 okolo 120 t/m2 24 h. W stosunku do procesu sto¬ sowanego dotychczas, Uzyskano wzrost wydajnosci 6 okolo 70% i zmniejszenie jednostkowego zuzy¬ cia keksu o okolo 25%. Zachowano dotychczasowa ilosc gazów gardzielowych. 55 W stosunku do procesu stosowanego dotychczas,5 133 822 6 65 t/m* 24 h, a powietrze nie jest wzbogacone w tlen, wzrost wydajnosci wynosi okolo 75%, a zmniej¬ szenie zuzycia kotesiu okolo 19%. Ilosc gazów gar¬ dzielowych pozostaje niezmieniona, a ich sklad 5 chemiczny umozliwiia otrzymywanie prawidlowego kamienia miedziowego i niewyredukowanego zuzla szybowego. zintensyfikowanego' przy pomocy wzrostu ilosci podawanego powietrza uzyskano przyrost wydaj¬ nosci o okolo 26%, zmniejszenie jednostkowego -uzycia koksu o 25% oraz zmniejszenie ilosci ga- -zów gardizielowych o okolo 22%.Przyklad II. Do pieca szybowego podaje sie okolo 2 tys. m3/m2,h powietrza podmuchowego o zawartosci 27% objetosciowych tleniu. W nabo¬ jach koksowych wsadowanych do pieca lacznie z nabojami wsadu mineralnego podaje sie do pie¬ ca 8% wagowych koksu w stosunku do wsaau mineralnego. Otrzymuje sie okolo 2 tys. m*/m*h ;gaziu gardzielowego zawierajacego CO—18%, CO— —17%, O2—0,7%. Wskaznik wydajnosci procesu wynosi w tych warunkach okolo 75 tys. m8/m2, 24 li.W stosunku do dotychczas stosowanego procesu, uzyskano zmniejszenie ilosci gazu gardzielowego o okolo 43%, oszczednosc koksu o okolo 33% i wzrost wydajnosci o okolo 7%.Przyklad III. Do pieca szybowego wsadu- je sie kawalkowa rude miedzi nie zawierajaca w swoim skladzie naturalnego wegla organicznego, iopniki oraz koks w ilosci 13% wagowycn w sto¬ sunku do wsadu mineralnego. Odwazone sklad¬ niki wsadiu podaje sie do pieca w tych samych nabojach wsadowych. Warstwe wsadu w piecu utrzymuje sie na poziomie clkolo 3,5 m ponad po¬ ziom dysz powietrznych. Przez dysze powietrzne wdmuchuje sie powietrze wzbogacone w tlen do zawartosci okolo- 27% objetosciowych, w ilosci oko¬ lo 3,5 tys. m*/m2h.Otrzymuje sie okolo 3,5 tys. m*/m2ih gazów gar- •dzielowych zawierajacych objetosciowo C02—19%, CO—(18%, 02—0,6%. Wydajnosc jednostkowa pro¬ cesu wynosi w tych warunkach okolo 115 t/m2 24 h.W stosunku do procesu prowadzonego w sposób dotychczasowy, w którym dodatek koksu do wsa- Zastrzezenie patentowe Sposób pólredukcyjnego wytopu kamienia mie¬ dziowego w piecach szybowych z siarczkowych surowców miedzionosnych o niskiej zawartosci siarki w stosunku do miedzi, wynoszacej nie wie¬ cej niz 1:2 czesci wagowych, w którym stosuje sie dodatek koksu, wynoszacy nie wiecej niz 12% wagowych w stosunku do calosci wsadu mineral¬ nego, Jesli koncentrat zawiera naturalny wegiel organiczny w ilosci okolo 6% wagowych albo jesli ruda zawiera wegiel organiczny w ilosci okolo 2% wagowych, przy czym powietrze dmuchu pod¬ grzewa sie do okolo 400°C, lub stosuje sie doda¬ tek koksu wynoszacy nie wiecej niz 16% wago¬ wych w stosunku do wsadu mineralnego jesli nie zawiera on naturalnego wegla organicznego, zna¬ mienny tym, ze koks wsaidiuje sie do pieca lacz¬ nie z wsadem mineralnym w tym samym otwar¬ ciu urzadzenia zaladowczego, a powietrze dmuchu wzbogaca sie w tlen do zawartosci 21—35% obje¬ tosciowych, korzystnie do zawartosci 27—30% obje¬ tosciowych, przy czym równoczesnie zmniejsza sie dodatek koksu do wsadu mineralnego w ten spo¬ sób, ze na kazde 2% objetosciowe przyrostu ste¬ zenia tlenu w dmuchu ponad 21% objetosciowych, zmniejsza sie dodatek koksu w stosunku do wsa¬ du mineralnego o 0,5—2,0% wagowych, korzystnie o 1% wagowy, liczac od ilosci koksu dodawanego do wsadu przed wzbogacaniem dmuchu w tlen. 15 20 25 30 PLThe subject of the invention is a method of semi-reducing copper matte, in shaft furnaces, from copper sulphide raw materials with a low sulfur content in relation to copper, not more than 1: 2 parts by weight. So far, copper feed is melted with copper-bearing sulfur raw materials, i.e. from piece ores, or briquetted concentrates poor in sulfur in shaft furnaces in a semi-reductive process in such a way that in order to properly carry out the technological process, an addition of coke in an amount of about 12% is used. by weight with respect to the mineral charge 'if the concentrate contains natural organic carbon in the amount of about 6% by weight, or if the ore contains natural organic carbon in the amount of about 2% and at the same time the blast air is heated to about 400 ° C, or by using additional Of coke of about 16% by weight if the cuprous plant does not contain natural organic carbon. Briquetted concentrates or cavernous ore, fluxes and coke are charged into shaft furnaces up to a height of about 4 m above the level of the air nozzles, one by one in portions, so that they form overlapping layers in the furnace. The coke layer in the area of the furnace nozzles forms the so-called "Coke ruthenium", which is a characteristic and indispensable element of this process. The atmospheric air is supplied under a certain pressure through air nozzles, which is used to burn the coke and create a semi-reductive atmosphere in the furnace. With a carbon monoxide content of 12 to 19% by volume and an oxygen content of less than 2% by volume. There is also a known method of smelting copper matte from sulfur-rich copper sulphide concentrates with a sulfur-to-copper ratio in excess of 1: 2 and reaching 1: 1 parts by weight, or even more, in oxidizing processes, the so-called pyritic or semi-pyrite processes, whereby shaft furnaces are loaded to a height not exceeding 2.5 m over the level of air nozzles, briquetted copper concentrates and fluxes correcting the chemical composition of the slag, and it is possible to charge coke in the amount of up to 8% by weight in relation to the charge non-natural organic carbon, and atmospheric air or oxygen-enriched air to the content of about 30% by volume of oxygen is blown into the furnace through air nozzles, used to burn out the excess sulfur from the concentrate and burn the coke, if it is It is fed to the furnace, thereby obtaining oxygen-rich gases, containing from several to several percent by volume of oxygen and rich in oxides, sulfur, which are then used to produce sulfuric acid or elemental sulfur. 20 25 133 822 133 822 3 There are also various editorial processes carried out in shaft furnaces for the purpose of smelting metals from rhodiums and oxide concentrates in which a high charge layer is used, ranging from a few to a dozen or even several dozen meters. above the level of air nozzles, large coke additions of up to 36% by weight in relation to the mineral charge, which ensures a constant maintenance of the "coke grate" in the nozzle zone, and sometimes the enrichment of the air blast with oxygen is used to about 33% by volume, thus obtaining a reducing atmosphere in the furnace containing 20 to 45% by volume of carbon monoxide and less than 0.2% by volume of oxygen, needed to carry out the technological reduction reactions of the oxide charge and obtain metal from the oxide ore. No oxidizing processes are used for sulfur-poor copper sulphide ore concentrates, because the sulfur in the raw material is necessary for the formation of proper matte and cannot be stripped off to gas. It is also not advantageous to carry out the process in a reductive manner, as it carries the risk of averaging the oxide components of the mineral charge, which then forms a non-flammable, multi-component metallic alloy, the so-called "wolf", which causes numerous operational problems such as fouling and freezing of the "hearth" of the furnace and clarifiers. In addition, the excess carbon monoxide in the gas, which is unnecessary in this process, would be the cause of the increased consumption of coke according to the invention, a method of semi-reducing matte smelting, in shaft furnaces, from copper-bearing sulphide raw materials with a low sulfur content in relation to copper, not more than 1: 2 parts by weight, in which a coke addition of not more than 12% by weight is used with respect to the total mineral charge, if the concentrate contains natural organic carbon in the amount of about 6% by weight or if the ore contains organic carbon in the amount of about 2% by weight, the blast air being heated to about 400 ° C, or an additive of coke is used, not more than 16% by weight with respect to the mineral charge, if it does not contain natural organic carbon, it is characterized by the fact that that the coke is blown into the kiln together with the mineral charge at the same opening of the charging device, and the air is enriched with oxygen to a content of 21-35% by volume, preferably up to 27-30% by volume. Enriching the air with oxygen, the addition of coke to the mineral charge is reduced in such a way that for each 2% by volume increase in oxygen concentration in the mouth of more than 21% by volume, the coke addition to the mineral charge is reduced by 0.5-2.0 wt.%, Preferably 1 wt.%, Based on the amount of coke added to the charge before enriching the blast with oxygen. In this process, gases containing 12-19% by volume CO and less than 2% Oa by volume are obtained. The above solution has become possible because it has surprisingly turned out that in the process of the invention, despite the use of small coke additives and the dispersion of coke in a mineral charge and the simultaneous use of oxygen-enriched air, no transformation occurs. not the charge to the level threatening with increased burning of sulfur, as is the case in oxidizing, pyritic and polypyritic processes, and on the contrary, it turned out that despite the lack in the area of the nozzles of the solid incandescent furnace coke layers, the so-called A similar phenomenon occurs here as in the reduction processes, i.e. an increase in the concentration of carbon monoxide in the gas, caused by an increase in the concentration of oxygen in the blowing air. However, while in the reduction process, where coke is present in the layer, it is not possible to reducing the concentration of carbon monoxide in the gas by reducing the addition of kcix, in the process according to the invention, unexpectedly, it turned out that the withdrawal of coke from the process made it possible to reduce the excess of carbon monoxide in the gases, which was unnecessary and even harmful in this process. the gas atmosphere in the kiln may remain the same or not different in its protective properties with respect to the sulfur which it does not burn out and with respect to the oxide components of the concentrates, which it does not reduce, as in the process used hitherto. The method according to the invention makes it possible to use oxygen to enrich the air blast in a semi-reducing process. smelting matte also with the use of low additions of coke. As a result, it has numerous advantages over the process used so far. Keeping the same amount of top gases, it allows to achieve much higher process efficiency and lower coke consumption, and while maintaining the current efficiency, it allows, in addition to reducing coke consumption, also to reduce the amount of throat gases, thus contributing to the improvement of the environmental protection condition. The method according to the invention is presented in detail in the following examples: Example I. A shaft furnace is fed with 50, about 3.5 thousand. mVni% blast air with 27% oxygen by volume. The charge cartridges contain 9% by weight of coke, based on the mineral charge, with the cofass cartridges and the mineral charge cartridges being introduced into the inec in a total of one opening of the loading device. You get about 3.5 thousand. m3 / m3 of top gas containing CO 3 - 13%, CO - 18%, O 2 - 0.6%. The productivity index achieved under these conditions is 60, about 120 t / m2 24 h. Compared to the process used hitherto, an increase in yield of about 70% and a reduction in the specific consumption of cake by about 25% were obtained. The current amount of throat gases has been preserved. Compared to the hitherto used process, 5 133 822 6 65 t / m2 * 24 h, and the air is not enriched with oxygen, the increase in productivity is about 75% and the reduction in consumption of caesus about 19%. The amount of throat gases remains unchanged and their chemical composition makes it possible to obtain the correct copper matte and unreduced shaft slag. intensified by an increase in the amount of air supplied, an increase in efficiency of about 26% was achieved, a reduction in the specific coke consumption by 25% and a reduction in the amount of throat-green gases by about 22%. Example II. Approximately 2,000 tonnes are fed to the shaft furnace. m3 / m2, h of blast air with 27% by volume of oxygen. In the coke cartridges charged to the furnace, together with the mineral charge cartridges, 8% by weight of coke, based on the mineral charge, is fed to the furnace. You get about 2 thousand. m * / m * h; top gas containing CO — 18%, CO— —17%, O2—0.7%. The process efficiency index under these conditions is about 75 thousand. m8 / m2, 24 l. Compared to the process used so far, there was a reduction in the amount of top gas by about 43%, a savings in coke by about 33% and an increase in efficiency by about 7%. Example III. A piece of copper ore, which does not contain natural organic carbon, and fluxes and coke in the amount of 13% by weight in relation to the mineral charge, are charged into the shaft furnace. The weighed batch components are fed into the furnace in the same batch cartridges. The charge layer in the furnace is approximately 3.5 meters above the level of the air nozzles. Air enriched with oxygen is blown through the air jets to a content of about 27% by volume, in an amount of about 3.5 thousand. m * / m2h. It remains about 3.5 thousand. m * / m2h of throat gases containing by volume CO 2 - 19%, CO - (18%, 02 - 0.6%. The unit productivity of the process under these conditions is about 115 t / m2 24 h in relation to the process carried out in the previous method, in which the addition of coke to the batch, in which copper matte semi-reducing smelting in shaft furnaces from copper-bearing sulphide raw materials with a low sulfur content in relation to copper, not more than 1: 2 parts by weight, is used There is an addition of coke of no more than 12% by weight in relation to the total mineral input, if the concentrate contains natural organic carbon in an amount of about 6% by weight or if the ore contains organic carbon in an amount of about 2% by weight, with the air blowing The coke is heated to about 400 ° C, or a coke addition of no more than 16% by weight with respect to the mineral charge is used, if it does not contain natural organic carbon, characterized by the fact that the coke is charged they are fed into the kiln together with the mineral charge at the same opening of the charging device, and the blast air is enriched with oxygen to a content of 21-35% by volume, preferably to a content of 27-30% by volume, while simultaneously the addition of coke to the mineral charge is reduced in such a way that for each 2% by volume increase in oxygen concentration in the blast above 21% by volume, the coke addition to the mineral charge is reduced by 0.5-2.0 % by weight, preferably 1% by weight, based on the amount of coke added to the charge prior to enriching the blast with oxygen. 15 20 25 30 PL