1223

ходом кокса свыше 2% не менялось, оставаясь на уровне 0,2

и 0,1% соответственно. Содержание серебра в шлаке снижа­ лось до 2 — 3 г/т.

Дальнейшее снижение содержания цинка в шлаке связано с восстановлением железа и образованием чугуна, причем вы­ ход чугуна тем больше, чем меньше остается цинка в шлаке. При содержании в отвальном шлаке 1% Zn выход чугуна ра­ вен 15% от веса исходного шлака.

При плавке с расходом 3% кокса выход отвального шлака составляет 72% к исходному и с ним теряется 4% РЬ, 20% Zn, 16% Си и 4% Ag. В штейн, выход которого не превышает 5% от шлака, переходит 20% РЬ, 1% Zn, 83% Си и до 95% Аи и Ag. Штейн содержит около 10% Си. В возгоны переходит 75% РЬ и около 80% Zn.

Переработка шлаков электротермическим способом может конкурировать (и весьма успешно) с фьюминг-процессом толь­ ко в том случае, если процесс дистилляции цинка сопровожда­ ется прямой его конденсацией в компактный металл.

Опыты, проведенные автором с сотрудниками [394] по пе­ реработке шлаков Лениногорского завода с применением кон­ денсаторов со свинцовым и цинковым орошением, определили все преимущества этого процесса.

В силу сложившихся обстоятельств в промышленных усло­ виях переработке должна подвергаться смесь шлаков и кеков цинкового производства в отношении 5:1. Такую же шихту пла­ вили при описываемом исследовании.

Поступающий в плавку шлак сушили в трубчатой печи дли­ ной 6 м и диаметром 1 м, снабженной электрокалорифером мощностью 70 кет. Кек со шлаком в отношении 4 1 агломери­ ровали.

Агломерат в смеси с подсушенным шлаком в отношении 1 :4 и коксом плавили, а возгоны конденсировали. Печь и кон­ денсаторы описаны выше.

Агломерат содержал, %: 1,2 Си, 4,1 РЬ, 17,5 Zn, 18 Si02,

23,5	Fe,	15,5	СаО и 1,3 S.
Шлак		состоял		из, %: 0,7 Си, 2,2 РЬ, 11,5 Zn, 22,5 Si02,
28,2	Fe,	14,5	СаО	и 4 А120 3.

Суточный проплав шихты колебался в пределах 20—25 г при расходе электроэнергии 1200 квт-ч на 1 т шихты. Расход

кокса составил 5% к весу шихты.

Уровень ванны колебался в пределах 0,45—0,6 м. Шлак вы­ пускали каждые 4 часа и состав его по шлакообразующим ком­ понентам был довольно постоянным, %: 28—30 Si02, 16—17

СаО и 35—37 FeO.

В первую очередь испытывали конденсатор со свинцовым орошением. При этом условия его обслуживания, закономер­

ности работы и технологические показатели были близки к ус­ ловиям переработки полиметаллических концентратов, которые были описаны ранее.

Полученный цинк содержал, %: 0,06 Си, 0,08 Fe, 0,025 As, 0,013 Sb, 0,15 Cd, 0,5 г/т Au и около 200 г/т Ag.

Содержание в сплаве свинца определяется условиями лик­ вации и может быть при благоприятных-условиях получено в

пределах 1,5—2%.
Дроссы	содержали, %: 60—70 РЬ, 25 Zn, 1 Fe, 2 S, 1 БЮг.
0,12 Cd, 1 г/т Au и 60 г/т Ag. Пыль содержала,		%: 18—20 РЬ,
58—62 Zn,	1 Fe, до 3 S, столько же кремнезема,	до 0,9 Cd и

100 г/т Ag.

Состав продуктов плавки и распределение между ними ме­ таллов приведены в табл. 63.

						Т а б л и ц а		63
	Состав продуктов плавки и распределение между ними металлов
	при плавке	шлаков с конденсацией на свинце, %
			Медь		Свинец,		Цинк
	Продукты	Выход	содер­ извле­		содер­ извле­		содер­	извле­
		%
			жание	чение жание чение жание чение
	Загружено
	Шлак		0,77		2,36		11,62
	Агломерат		1,21		3,69		15,82
						1
	И т о г о		0,95		2,91		13,40
	Получено
	ШтеГш	8,5	7,14	65	2,84	5,1	2,85	1,82
	Ц инк	9,6	0,1	0,6	2,0	4,1	97,0	70,0
	Дроссы	6,0	0,1	0,4	64	81,4	25	6,9
	Пыль	1,31	—	1	20,6	5,1	60,3	5,9
				1 34
	Шлак отвальный	75,14	0,43		0,31	4,3	2,74	15,4
				1

Вштейн было извлечено 65% Си при отношении меди к свинцу 2,5:1. Штейн содержал до 15% Си и 46% Fe. Выход его равен 4% от веса исходного шлака.

Ввозгоны перешло 83% Zn при прямом выходе в металл 70%. С учетом переработки оборотов извлечение цинка в ме­ талл составило около 80%.

Выход отвального шлака составил 75% при содержании в нем 0,43% Си, 0,31% РЬ и 2,79% Zn. Это соответствовало по­

терям 34% Си, 4% РЬ и 15% Zn.

При плавке шлаков, так же как и при переработке коллек­ тивных концентратов, применение конденсатора со свинцовым орошением сопровождалось образованием богатых свинцом дроссов и значительной циркуляцией свинца.

На каждые 100 кг свинца, загруженные с шихтой в печь, в конденсатор загружается 88 кг металла, из которых в дроссы переходит 40%, или около 35,4 кг. Если предположить, что при переработке дроссов потери свинца не превышают 10%, то и в этом случае они составят около 4% от свинца, содержащегося

вшихте.

Вдроссы и пыль переходит не более 8% S, остальная ее часть остается в жидких продуктах плавки.

Потери золота и серебра с отвальным шлаком незначитель­ ны. Высоким содержанием серебра в цинке определяется це­ лесообразность его рафинирования ректификацией, при кото­

ром	обеспечивается		высокое	извлечение		этого	ценного		ме­
талла.
При исследовании условий работы конденсатора, орошае­
мого	цинком,	отношение кеков и			шлака	поддерживалось			по­
стоянно равным 1 :5. Подготовка					шихты	также	не	менялась.
Агломерат содержал, %: 1,1 Си, 3,5 РЬ, 15,8							Zn, 23,4		Fe,
19,1	Si02 и 1,4 S.		содержал,	%:	0,8 Си, 2,2		РЬ,	11,5	Zn,
И сх о д н ы й		шлак

26,4 Fe, 22,3 Si02 и 14 CaO.

Режим работы печи соответствовал режиму, принятому при

плавке с	конденсацией на свинце. Увеличение расхода кокса
до 5,5%	сопровождалось несколько увеличенным восстанов­

лением железа и повышенной металлизацией штейна. Состав полученных при плавке продуктов и распределение

между ними металлов приведены в табл. 64.

О содержании прочих компонентов в продуктах плавки и конденсации можно судить по данным табл. 65.

Продукты плавки — штейн и шлак не изменились по со­ ставу, равно как сохранилось без изменения количество теряе­ мых с ними свинца и цинка и извлекаемой меди.

Больше трети серебра переходит в цинк, содержащий его

более 200 г/т.

Резко уменьшился выход дроссов и соответственно количе­ ство переходящего в них свинца при примерно таких же ко­ личествах переходящего в дроссы цинка.

С учетом переработки оборотных продуктов при работе в замкнутом цикле в черновой цинк извлекается 20% РЬ и 80% Zn, в черновой свинец извлекается 70% металла, в шлаке те­

ряется 28% Си, 8% РЬ и 16% Zn.

Была исследована целесообразность предварительного ‘рас­ плавления шлака и отделения штейна до отгонки цинка. Опыт

					Т а б л и ц а		64
Состав продуктов плавки и распределение металлов
при плавке шлака с конденсацией на цинке1, %
		Медь		Свинец		Цинк
Материалы	Выход	содер­ извле­		содер­Iизвле­		содер­ Извле­
	%
		жание	чение жание чение жание чение
Загружено
Агломерат	100	0,95	100	3,1	100	14,90	100
Получено
Штейн	9,4	7,2	72	2,8	3,9	2,5	2,7
Шлак	71,9	0,36	24	0,3	6,8	2,8	12,4
Свинец черновой	1,5	3,7	5	95’	49,3	97	72
Цинк черновой	10,8	—	—	2	6,3
Свинец в конденсаторе	0,8	—	—	98	26,3	1,5	0,5
Дроссы	1,25	—	—	10,4	4,3	65	6
Пыль	1,2	—	—	—	3,1	76,6	6,5
1 Весь шлак, а также получаемые в процессе			плавки дроссы и пыль вводили в шихту
агломерации.
					Т а б л и ц а		65

Содержание примесей	в продуктах плавки шлаков с конденсацией на цинке
		Содержание компонентов, %
Продукты	Cd	As	Sb	s	Fe	Au,г/т	Ag, г/т
Цинк	0,11	0,05	0,11	1,78	0,23	0,5	213
Дроссы	0,11	0,03	0,03		0,78	0,57	111
Пыль	1,4	0,01	0,008	3,12	0,57	0,20	65,4
Штейн	—	0,05	0,03	1.9	57,8	6,1	230
Шлак				2,35	28,2	0,15	12,0

“

подтвердил нецелесообразность такой схемы, так как в про­ цессе восстановительной плавки в штейн извлекается до 75% Си, в-то время как при отстаивании, даже с добавкой пирита, его извлечение не превышает 50%. Кроме того, в процессе от­ стаивания 5—6% Zn переходит в штейн и до 20% в возгоны. При этом обедняется цинком шлак, поступающий на возгоночный процесс, и общее извлечение цинка снижается.

При плавке цинковистых шлаков, бедных свинцом, преиму­ щества конденсатора с цинковым орошением сказываются бо­ лее заметно, чем при переработке полиметаллических концен­ тратов.

Выход дроссов сокращается в 4—4,5 раза, содержание в них свинца уменьшается в 5—6 раз, степень конденсации воз­ растает с 83 до 86%, конденсатор превращается из потребите­ ля свинца в его источник и, наконец, уменьшение выхода дроссов упрощает обслуживание конденсатора.

Сравнение исследованного процесса с данными завода Геркулешиум приведено в табл. 66.

				Т а б л и ц а 66
Сравнительные данные работы завода в Геркулениуме
	с данными отечественных исследований
	Показатели		Геркулениум	Иртышский завод
Содержание металлов в сырье, %:
цинк			13,8	13,5
свинец			2,3	2,9
медь		отвальном	0,63	0,95
Содержание	металлов в
шлаке, %:
цинк			4,75	2,8
свинец			0,38	0,3
медь		%	0,5	0,4
Степень возгонки цинка,			72	80
Извлечение свинца, %			90	90
Содержание металлов в штейне, %:			7,2	7,2
медь
свинец			2,1	2,8
цинк			5,1	2,8
В каком виде подается сырье в печь			В расплавленном	В твердом
Расход электроэнергии, квтп-Hjm			695	1200
Расход кокса,	% от веса	сырья	3	5

В результате большего расхода кокса и электроэнергии изв­

лечение цинка в наших условиях на 8% выше, чем на заводе Геркулениум.

Расчет показывает, что при подогреве шихты перед плав­ кой за счет сжигания получаемых при плавке газов расход энергии может быть снижен до 950—1000 квт-ч/т шихты, а при увеличении мощности печи происходит дальнейшее пропорцио­ нальное снижение удельного расхода энергии.

Описанные исследования проведены со шлаками старых отвалов. Поэтому естественно было сравнить описанную схему с возможностью предварительного расплавления шлака и пос­ ледующего фьюмингования расплава.

Такое сравнение показало, что при схеме с жидкостной кон­ денсацией извлечение цинка, свинца и меди выше, чем по схе­ ме фьюмингбванием, на 12, 11 и 20% соответственно. При этом капиталовложения на сооружение цеха вдвое меньше.

Дальнейшую переработку полученного шлака, освобожден­ ного от меди, серы и цинка, можно провести в электропечи с получением чугуна и известково-кремнистого продукта, при­ годного для изготовления различных строительных материалов.

Известный интерес представляет опыт автора [395] по плав­

ке	шлаков старых		отвалов, содержащих, %: 1,9 Си, 2,8 РЬ,
3,6	Zn,	115 г/т Ag и 2,5 г/т Ли при 7% Fe, 41% Si02, 10% CaO,
13,6%		А120 3 и 1 0 %	BaO.
	Применение к таким шлакам фьюминг-процесса исключает­

ся из-за высокого содержания кремнезема и низкого содержа­ ния цинка.

В результате электроплавки шлака с добавкой 1—1,5% кокса полученный штейн содержал 18—19% Си, 10—11% РЬ и до 3% Zn при извлечении 80% Си и практически всего золота и серебра.

Отвальный шлак содержал, %: 0,3 Си, 0,23 РЬ, 1,3 Zn, 7 Fe и 49 Si02 при 10 г/т Ag и следах золота.

Многочисленные опыты исследователей, в частности И. М. Малкина с соавторами [396], показали бесперспектив­ ность прямой плавки шлаков на медистый чугун без их пред­ варительного обезмеживания.

Подвергая плавке в электропечи смесь шлака и кека с до­ бавкой 35% известняка и 15% кокса к весу рудной шихты, исследователи получили отвальный шлак, чугун и возгоны.

Чугун содержал до 1% Zn, до		3,8% Си, до	2,8%	S, 84—
88% Fe, до	14 г/т Аи и 30 г/т Ag. При этом		в пего	было из­
влечено 90%	Си, 85% Аи и 50%	Ag.

Н. С. Бутенко с соавторами [397], исследуя процесс обез­ меживания и обеззолочения полученного чугуна с помощью сульфата и сульфида натрия с восстановителем и металличе­ ского свинца, показал, что даже при добавке 60—70% сульфи­ да натрия к весу чугуна в штейн извлекается не более 80% Си. Золото при этом не извлекается. Добавка свинца (100% к весу чугуна) позволяет извлечь 54% Си и часть золота. При этом потери свинца в возгоны составляют 10—15%. Присутствие серы в чугуне ухудшает эти показатели, причем сера удаляется

сбольшими трудностями.

В.И. Смирнов [398] указывает, что и применительно к шла­ кам медной плавки более целесообразно предварительное обезмеживание шлаков и последующая их плавка на чугун.

Так, им было установлено, что при восстановительной плав­ ке шлака при 1400—1500° С с расходом 3—5% кокса и после­ дующей добавкой 15—20% по весу пирита возгоняется более 90%', и в штейн переходит более 80% Си и 10—15% Fe от содержания его в исходном шлаке. При этом отвальный шлак содержит менее 0,1% Си и до 27% Fe.

Полученный при плавке вторичного шлака (с добавкой до 60% известняка) чугун содержит 0,3—0,4% Си. Бедный штейн, образовавшийся при обезмеживании шлака, используют для обеднения конвертерных шлаков, а полученный при этом штейн с содержанием 10—12% Си подвергают бессемерованию для извлечения меди и благородных металлов. Обедненный конвер­ терный шлак, содержащий 0,4—0,5% Си, перерабатывают сов­ местно с отвальным шлаком рудной плавки.

При описанной схеме из шлака извлекаются цинк, медь, благородные металлы, железо и представляется возможным использовать содержащиеся в нем нерудные компоненты.

Применение электропечей на всех стадиях переработки де­ лает схему экономически рентабельной.

Комбинированный процесс электроплавки латеритовых руд,

содержащих	никель	и хром, был впервые описан М. Ж. Юди
и М. С. Юди [399].		Идея	процесса состоит в том, что руду
с добавкой	флюсов	и угля	восстанавливают в трубчатой печи

и затем подвергают электроплавке в три стадии. В первой от­ деляется ферроникель и получается шлак, бедный никелем и богатый железом. Во второй стадии этот шлак плавят с вос­ становителем, получая сталь и бедный железом хромсодержа­ щий шлак. В третьей стадии в одной печи рафинируют сталь,

ав другой получают феррохром и отвальный шлак.

Внесколько измененном виде этот процесс подготовлен для

промышленного использования применительно к шлакам медной плавки [400]. В барабанной печи, отапливаемой газами электропечей, богатыми окисью углерода, обжигают известняк.

В первую электропечь загружают шихту, состоящую из медного шлака, горячей извести, пирита и угля. При плавке получается штейн, содержащий 4—5% Си, шлак и цинковые возгоны. Шлак с добавкой угля и извести перерабатывают во второй электропечи и получают грязную сталь, содержащую 1—1,25% С, 0,12% Р и 0,3% S, и свободный от железа шлак. Сталь рафинируют в третьей электропечи.

На 100		т медных	шлаков с добавкой 8,4 т известняка,
10,8	т угля	и 8 т пирита		получают 36 т стали, 2,8 т окиси цин­
ка,	столько	же серы,	400	кг меди и 90,8 т отвального шлака.

На базе шлаков завода Анаконда, содержащих 33—37% Fe,

0,7%	Си и 2% Zn, строится завод производительностью
1000	т/сутки стали.

До настоящего времени в литературе нет сведений о попыт­ ках плавить шлаки медных заводов в электропечах с конден­ сацией цинка в металл, однако все изложенное выше позволя­ ет предположить эту возможность.

Малый объем газов, образующихся при электроплавке, по­ зволяет и из шлаков, содержащих 4—5% Zn, получать паро­

газовые смеси, обеспечивающие успешную конденсацию цинка

в металл.

Можно полагать, что переработка шлаков свинцового и медного производства электротермическим способом с комплек­ сным использованием всех составляющих является наиболее прогрессивным направлением в этой отрасли технологии.

Переработка прочих продуктов

Плавка цинковых кеков

Выше указывалось на различные способы переработки цинковых кеков. Автор в полупромышленном масштабе иссле­

довал возможность плавки их в электропечи.			6 S,	17,8 Fe,
Кек содержал, %:	17 Zn,	4,5 Pb, 2,'9 Си,
14,5 Si02, 2,8 CaO, 2,5	А120 3,	14 г/г Ли, 430 г/г	Ag.	Основная

масса свинца находится в форме сульфата и небольшая часть — в виде сульфида и силиката. Около 75% Zn находится в виде сульфида и феррита, остальная часть — в виде окиси. Воздуш­ но сухой кек содержит около 10—12% кристаллизационной влаги, удаляющейся, как показали термограммы нагревания

кека, при 350 и 600° С.		заметно	диссоциировать	при
Сульфат	цинка начинает
600° С, при	850° С диссоциация	протекает	весьма быстро	и до

конца. Сульфат свинца начинает заметно диссоциировать при 800° С и только при температуре выше 950° С этот процесс протекает с достаточной скоростью и полнотой.

Простое прокаливание кека до температуры около 1000° С обеспечивает, следовательно, достаточно высокую степень де­ сульфуризации. Однако попытка плавки в электропечи воздуш­ но сухих кеков (содержащих около 10% влаги) сопровожда­ лась значительными трудностями и не может быть рекомен­ дована как промышленный процесс.

Учитывая, что плавка окускованных материалов протекает более успешно, чем мелких и пылящих, лучшим способом под­ готовки кеков к плавке следует считать агломерацию, при которой развивается температура, достаточная для удаления серы, и получается продукт, хорошо подготовленный к плавке.

Проведенные нами опыты по агломерации кеков при 50% оборота в шихте позволили получить вполне приемлемый для

плавки	агломерат, содержащий,	%:	1,6 Си,	3,2 РЬ, 12,2	Zn,
14,8 Fe,	3 S.	5%	кокса.	При этом	был
Агломерат плавили с добавкой

получен шлак, содержащий по 0,3% Си и РЬ и 3% Zn. Штейн содержал: 17% Си, 7% РЬ, 4% Zn и 42% Fe. В шлаке было потеряно 5%: Си, 4% РЬ и 8% Zn. В штейн было извлечено

90% Си, 33% РЬ и 7% Zn. В пары перешло 85% Zn и 30% РЬ. Около 30% РЬ перешло в черновой металл при плавке. Более 90% Аи и Ag было извлечено в штейн и свинец.

Полученные данные показывают, что цинковые кеки можно с успехом перерабатывать электротермическим методом. Кеки можно перерабатывать отдельно или в смеси со шлаками свин­ цовой плавки. В обоих случаях получаются шлаки, свободные от меди и цинка, обеспечивается высокое извлечение меди и благородных металлов в штейн и извлечение около 80% цинка в компактный металл.

Плавка медных кеков

Л. С. Гецкин и И. И. Кершанский [401] сообщают об опыте переработки медных кеков цинкового производства электротер­ мическим способом.

Кек сушили и прокаливали в окислительной атмосфере, после чего он содержал, %: 28,56 Си, 13,75 Zn, 6,71 РЬ, 1,08 Cd, 2,50 Fe, 9,18 Si02, 2,58 CaO, 3,91 S, 0,001 Tl, 0,002 In. Плавку проводили с добавкой 10% извести и 7% кокса.

При плавке были получены черновая медь, штейн, шлак и возгоны. Состав этих продуктов и распределение между ними металлов приведены в табл. 67.

Т а б л и ц а 67

Распределение металлов в продуктах плавки медных кеков,%

Выход Продукт плавки % от кека

Медь

сх£	извле­ чение
о Я
а) 5
и Ж

Свинец

содер­ жание	К 3*
	О»(U
	ч к
	Й*

Цинк

содер­ жание

извле­ чение

Кадмий

о g	извле­ чение
а«'
о ~
о 2

Золото

содер­ жание

извле­ чение

Серебро

° 5	извле­ чение
CJЯ
« =
о ж

Черновая	25,2	87	75	6,6	25	0,6	1	37,9	9	37,9	95	951	85
медь	5,9	74	22	3.2	25	2	6			0,6	5	460	10
Штейн								_	_
Шлак	30,9	1,5	2	0,6	3	8	18					52	3
Пыль	17,1	1,3	1	18,6	47	49	7,5 6,21 98,5

Полученные при плавке возгоны выщелачивали слабой сер­ ной кислотой. При этом в раствор перешло 97% Zn, 92% Cd и 85% Т1.

Плавка раймовки от дистилляционного процесса

Раймовка образуется при пирометаллургическом процессе получения цинка без расплавления шихты. После отделения на столах или в Отсадочных машинах оставшегося в ней кокса,

18 М. М. Лакерник

который может быть возвращен в процесс дистилляции, раймовку перерабатывают в трубчатых печах, плавят в шахтных печах с возгоном цинка, а иногда направляют в шихту медной или свинцовой плавок.

После трубчатых печей, в которых достаточно полно отго­ няется содержащийся в раймовке цинк, остается богатый медью, золотом и серебром клинкер, проблема использования которого не проще, чем исходной раймовки.

Введение раймовки в шихту свинцовой и медной плавки связано с рядом трудностей. Опыт плавки раймовки в шахт­ ной печи при низкой сыпи с возгоном цинка описан А. Н. Воль­ ским. Обогащенную раймовку после спекания плавили в шахт­ ной печи с расходом кокса к весу раймовки 22%, известняка 7%, кварца 8% и пирита 13%. При проплаве 20 т/м2 в сутки и выходе шлака 82%, а штейна 8% к весу шихты в штейн перешло 76% Си и 85—90% Аи и Ag, в возгоны — 50% Zn и 75% РЬ. Эти результаты ниже, чем в трубчатых печах, и про­ цесс не нашел сколько-нибудь широкого промышленного при­

менения.	раймовка	содержала,	%:	1,7 РЬ,
Исследованная нами
19,5 Zn, 2,8 Си, 18,3 Fe,	3,2 S, 20	Si02, 4 С,	12	г/г Аи и
330 г/т Ag.

Прямая плавка раймовки в электропечи, без добавки флю­ сов, топлива и какой-либо предварительной подготовки, по­ зволила получить штейн, содержащий 25% Си, 6% РЬ и 2% Zn. В штейн было извлечено около 90% Си и практически все золото и серебро. Шлак содержал 0,4% РЬ, 0,3% Си и 2,1% Zn при 25% Fe, 36% Si02 и 8% СаО. В шлаке было по­ теряно 15% РЬ, 10% Си и 8% Zn. В возгоны перешло 90% Zn.

Плавка протекала весьма устойчиво и полученные показа­ тели позволяют считать, что переработка раймовки электро­ термическим методом наиболее эффективна.

Плавка пылей

А.Р. Бабенко с соавторами [402] исследовал процесс плавки

вэлектропечи пылей отражательного и конвертерного переде­ лов, образующихся при плавке медно-цинковых концентратов. Это исследование преследовало цель выяснить распределение редких и рассеянных элементов при плавке.

Химический состав концентратов и пылей приведен в табл. 68.

Плавку вели на шлак с содержанием 25—30% СаО, 30— 35% Si02, 25% FeO и 10—15% А120 3. Содержание меди в штей­ не колебалось в пределах 25—38%.

При расходе кокса 8% к весу пыли в возгоны переходило 80% Zn и в черновой свинец 60% металла. Повышение степе-