Przedmiotem wynalazku jest sposób odzyskiwa¬ nia metali, glównie renu i arsenu, z roztworów kwasnych, powstajacych w procesie produkcji miedzi, w wyniku mokrego oczyszczania gazów konwertorowych, wydzielajacych sie w trakcie swiezenia kamienia miedziowego.W procesie wytapiania miedzi w piecu szybowym okolo 50—60% renu zawartego w koncentratach miedzi przechodzi do pylów szybowych, skad od¬ zyskuje sie go w znany sposób. Pozostale 40—50% renu gromadzi sie w kamieniu miedziowym, z któ¬ rego w trakcie procesu swiezenia, praktycznie cala ilosc renu w postaci Re207 przechodzi do gazów konwertorowych.W przypadku, gdy gazy konwertorowe wyko¬ rzystuje sie do produkcji kwasu siarkowego, wów¬ czas poddaje sie je plukaniu w obiegowym kwasie siarkowym, który pochlania wiekszosc metalicznych zanieczyszczen.Obiegowy kwas pluczkowy zawiera zwykle 50— —70% wagowych H2SO4 oraz ren w stezeniu 0,4— —2,0 g/dm8 i arsenu w ilosci 1—4 g/dm8.Znanych jest wiele metod odzysku renu z roz¬ tworów kwasu siarkowego, z tym ze dotycza one roztworów zawierajacych od 20 do 500 g H2SC4/dm8.Jezeli natomiast stezenie kwasu siarkowego osiaga wartosci bliskie 1000 g/dm8 H2S04 jak to ma miej¬ sce w przypadku kwasu pluczkowego, wiekszosc znanych metod zawodzi. W sposób polowiczny roz¬ wiazuja ten problem jedynie dwie technologie 10 znane z polskich opisów patentowych nr 53 995 i 113 041.Zgodnie z opisem patentowym nr 53 995, zanie¬ czyszczony, zawierajacy okolo 50% wagowych H2SO4 roztwór obiegowy mokrych odpylaczy i wiez plu¬ czacych, powstajacy przy oczyszczaniu gazów kon¬ wertorowych, o znacznej zawartosci dwutlenku siarki, kierowanych do przeróbki na przyklad na kwas siarkowy, po oddekantowaniu zawiesiny i usunieciu zen dwutlenku siarki przez przedmu¬ chiwanie powietrzem, poddaje sie dzialaniu gazo¬ wego siarkowodoru w celu otrzymywania osadu zawierajacego siarczki renu i innych metali. Nas¬ tepnie osad siarczków po przemyciu Woda poddaje sie lugowaniu roztworem wodorotlenku sodowego lub weglanu sodowego, filtruje i utlenia w roztwo¬ rze wodorotlenku sodowego za pomoca wodnego roztworu nadtlenku wodoru, po czym odfiltrowy- wuje sie pozostalosc, a otrzymany roztwór oczyszcza sie przez dodanie z 50% nadmiarem chlorku wap¬ niowego i chlorku lub wodorotlenku barowego z 20% nadmiarem. Uzyskany w ten sposób oczy¬ szczony roztwór zawierajacy nadreniany sodu i wapnia, po zakwaszeniu kwasem solnym, poddaje sie siarkowodorowaniu w celu wytworzenia tech¬ nicznego siedmiosiarczku renu, z którego po oczy¬ szczeniu i przez na przyklad redukcje wodorem, otrzymuje sie proszek metalicznego renu.Roztwór kwasu siarkowego po usunieciu zen przez siarkówodorowanie renu i innych metali 138 027s 138 027 4 miesza sie ze stezonym kwasem siarkowym do Osiagnieda 72—76% wagowych H2SO4, po czym od¬ dziela 6ie przez dekaritacje kwas siarkowy od po¬ zostalych siarczanów cynku i zelaza.Niedogodnoscia tego sposobu jest bardzo trudna 5 filtracja i koniecznosc przeprowadzenia wielu ope¬ racji technologicznych, co w konsekwencji prowadzi do duzych strat renu. Ponadto technologia ta wy¬ maga uzycia aparatury z tworzyw odpornych na dzialanie silnie agresywnych srodowisk kwasnych 10 H alkalicznych, a stosowanie silnie toksycznego siar- kowodoru stwarza zagrozenie zdrowia i zycia za- j lógi/ Calkowite usjuniecie z roztworu siarki kolo- 1 idalnej jest podczas alkalicznego lugowania kon- f centratu praktycznie niemozliwe, co znacznie 15 | yfrfrp^nia odii^k!Ji4nu w dalszych operacjach tech- ^rologieznjLch,: _ ^j Znany z polskiego opisu patentowego nr 113 041 sposób odzyskiwania renu i arsenu z roztworów kwasnych, zwlaszcza z obiegowego kwasu siarko- 20 wego powstajacego w procesie produkcji miedzi, polega na tym, ze starannie uwolniony od zawie¬ siny i dwutlenku siarki obiegowy kwas siarkowy poddaje sie dzialaniu wodnego roztworu rodanku amonowego lub potasowego w ilosci co najmniej a 200 g NH4CNS lub co najmniej 225 g KCNS liczac 'na Ig renu obecnego w roztworze, w celu wytra¬ cenia koncentratu renowo-arsenowego. Koncentrat ten po wysuszeniu poddaje sie trójstopniowemu prazeniu, przy czym z gazów z pierwszego stopnia 30 prazenia wydziela sie w kondensatorze elemen¬ tarna siarke, z gazów z drugiego stopnia prazenia ,w^dziela sie arseniany sodu, które kieruje sie do odrebnego ukladu w celu odzysku arsenu, natomiast prazonke z drugiego stopnia prazenia, uwolniona 35 • od arsenu i siarki kieruje sie do trzeciego stopnia prazenia, a ren odpedzony z gazami jako siedmio- tlenek renu odzyskuje sie w postaci nadrenianu amonowego. Pierwszy i drugi stopien prazenia prze¬ prowadza sie w jednym agregacie, z tym, ze pierw- 40 szy stopien prowadzi sie w temperaturze 400—450°C w czasie 3—5 godzin, a drugi etap prowadzi sie równiez w czasie 3—5 godzin lecz w temperaturze 500—550°C i przy udziale sprezonego powietrza.Trzeci stopien prazenia przeprowadza sie w od- 45 dzielnym piecu przy temperaturze 800—900°C sto¬ sujac przedmuchiwanie tlenem.Realizacja tego sposobu wymaga uzycia specjal¬ nego, hermetycznego, z uwagi na. silnie toksyczne zwiazki arsenu, pieca prazalniczego, który jedno- 50 czesnie zapewni utrzymanie temperatury w stosun¬ kowo waskim przedziale.Ponadto obydwie przedstawione metody wyma¬ gaja wstepnego starannego oczyszczenia kwasu od zawiesiny, której glównym skladnikiem jest siar- w czan olowiu.Zasadnicza jednak niedogodnoscia obydwu zna¬ nych sposobów jest niski odzysk renu, nie prze¬ kraczajacy 30% zawartosci tego pierwiastka w obiegowym kwasie siarkowym. Wynika to z niskiej zawartosci renu w koncentratach uzyskiwanych za¬ równo metoda wedlug opisu patentowego nr 53 995 jak tez opisu nr 113 041. Zawartosci tego metalu w suchych koncentratach wynosza bowiem 0,7—1,5% wagowych. M Sposób wedlug wynalazku polega na tym, ze proces wytracania rretali z roztworów kwasnych prowadzi sie w dwóch etapach i straca oddzielnie w pierwszym etapie koncentrat renowy zawiera¬ jacy 3—10% wagowych renu, a w drugim etapie koncentrat arsenowy, zawierajacy 28—35% wago¬ wych arsenu, przy czym w obu etapach stracanie prowadzi sie za pomoca tiosiarczanu sodowego.W pierwszym stapie do roztworu kwasnego za¬ wierajacego ren i arsen, przy zawartosci innych metali ciezkich, glównie miedzi, utrzymywanej na poziomie. 0,5—3 g/dm8, tiosiarczan sodowy dodaje sie, w temperaturze 60—120°C, przy ciaglym mie¬ szaniu, w ilosci nie przekraczajacej 10 *kg na 1 m8 roztworu kwasnego i uzyskuje osad, stanowiacy koncentrat renOwy.Osad ter! po przeplukaniu woda, luguje sie, przy pH w zakresie 2-^3, roztworem nadtlenku wodoru w ilosci nie mniejszej niz 1000 czesci wagowych perhydrolu na 1000 czesci wago¬ wych osadu w stanie powietrzno-suchym. Otrzy¬ many roztwór zobojetnia sie amoniakiem do pH w granicach 5,4—7,5, korzystnie 6,8, oddziela stra¬ cony wodorotlenek miedziowy, który kieruje sie do procesu glebokiego odmiedziowania elektrolitu i/lub do procesu swiezenia kamienia miedziowego, a z filtratu odzyskuje sie ren w znany sposób, ko¬ rzystnie metoda sorpcyjna, w postaci nadrenianu amonowego. Pozostalosc po lugowaniu koncentratu renowego, zawierajaca glównie olów i siarke, suszy sie i lacznie z innymi surowcami olowionosnymi przerabia odrebnie w kierunku odzysku olowiu.W drugim etapie do roztworu kwasnego, pozosta¬ lego po straceniu koncentratu renowego, dodaje sie tiosiarczan sodowy w ilosci 10—20 czesci wago¬ wych na 1 czesc wagowa arsenu obecnego w roz¬ tworze, a z uzyskanego osadu odzyskuje arsen w znany sposób, korzystnie metoda pirometalurgiczna.W porównaniu ze znanymi metodami, sposób wedlug wynalazku przy zachowaniu tego samego uzysku wytracania, umozliwia otrzymanie w pierw¬ szym etapie bardzo bogatego koncentratu renowego od 3 do 10D/o wagowych. Ponadto wytracony kon¬ centrat, z uwagi na znacznie mniejsza zawartosc siarki koloidalnej i siarczków innych metali, po¬ siada postac drobnokrystaliczna, co ma decydujacy wplyw na jego latwa dekantacje i filtracje. W dru¬ gim etapie stracania uzyskuje sie koncentrat o za¬ wartosci od 28 do 35% wagowych arsenu, a prak¬ tycznie pozbawiony renu, który nadaje sie do bez¬ posredniego przerobu lacznie z innymi surowcami arsenonosnymi.Lugowanie koncentratu renowego w kwasnym srodowisku pozwala na calkowite oddzielenie siarki elementarnej, co bylo niemozliwe przy zastosowaniu lugowania alkalicznego. Sposób wedlug wynalazku umozliwia wysoki odzysk renu i arsenu przewyz¬ szajacy dla kazdego z tych pierwiastków 80% ich zawartosci w obiegowym kwasie siarkowym.Ponizsze przyklady blizej objasnia sposób wedlug wynalazku.Przyklad I. Do 1 m8 obiegowego pluczkowe¬ go kwasu siarkowego zawierajacego 60,G% H2SO4, 0,140 kg/m8 Re, 3,20 kg/m8 As, 0,50 kg/m8 Cu do¬ daje sie w warunkach ciaglego mieszania, zacho¬ wujac temperature 90°C, 10 kg pieciowodnego tio-138 027 - uarczanu sodowego-i prowadzi pierwszy etap stra¬ cania przez okres 1 godziny. Pó rozdzieleniu przez dekantacje i filtracje oraz przemyciu placka filtra¬ cyjnego woda otrzymuje sie 2,80 kg koncentratu renowego o wilgotnosci 50,0%, zawierajacego w sta¬ nie powietrzno-suchym 9,70% Re, 11,0% As, 10,0% Cu oraz kwas siarkowy o zawartosci Re — 0,006 kg/m3; As — 3,05 kg/m3. Calosc tak uzyska¬ nego koncentratu renowego umieszcza sie w 26 dm3 wody i zadaje 2,2 kg perhydrolu. Lugowanie kon¬ centratu prowadzi sie w ciagu 4 godzin, utrzymujac temperature 50°C. Po zdekantowaniu i odfiltrowa¬ niu gestwy, pozostalosc po lugowaniu myje sie woda i filtruje, po czym laczy popluczyny z filtra¬ tem z rozdzielenia gestwy po lugowaniu koncentratu renowego uzyskujac 30 dm8 roztworu zawierajacego 4,07 kg/m3 Re i 4,2 kg'm3 Cu, a odmyty osad — 1,3 kg wagi suchej — kieruje sie do odrebnego pro¬ cesu w celu odzysku olowiu.Roztwór zawierajacy ren i miedz alkalizuje sie amoniakiem do pH 6,8, po czym oddziela i przemy¬ wa woda osad wodorotlenku miedziowego, a po¬ pluczyny laczy sie z filtratem po neutralizacji, otrzy¬ mujac 33 dm8 roztworu o stezeniu Re 3,68 kg/m8.Z tego roztworu odzyskuje sie ren w postaci nad- renianu amonowego metoda sorpcyjna. 300 g su¬ chego osadu wodorotlenku miedziowego zawiera¬ jacego 42,0% Cu i 0,25,!)/o Re kieruje sie do procesu swiezenia kamienia miedziowego.W drugim etapie procesu do 1 m3 kwasu pozosta¬ lego po wytraceniu koncentratu renowego dodaje sie 40 kg pieciowodnego tiosiarczanu sodowego i prowadzi wytracanie koncentratu arsenowego przez 1 godzine w temperaturze 60°C. Gestwe po wytraceniu filtruje sie, placek przemywa woda uzyskujac 8,10 kg suchego koncentratu arsenowego zawierajacego 33,0% As. Koncentrat ten stosuje sie do odzysku arsenu droga pirometalurgiczna, a od¬ filtrowany kwas kieruje sie do obiegu fabryki kwa¬ su siarkowego zgodnie z dotychczas stosowana tech¬ nologia.Prowadzac proces zgodnie z powyzszym przykla¬ dem odzyskuje sie w postaci roztworu kierowanego do sorpcji, 89,43% renu zawartego w obiegowym pluczkowym kwasie siarkowym. Straty arsenu w pierwszym stopniu wytracania wynosza 4,8%, a uzysk arsenu w drugim stopniu wytracania wy¬ nosi 89,23%.Przyklad II. Do 1 m3 obiegowego, pluczko¬ wego kwasu siarkowego zawierajacego 60,0%H2SO4, 0,088 kg Re/m8, 3,90 kg As/m3 i 0,60 kg/m3 Cu do¬ daje sie, w warunkach ciaglego mieszania, zacho¬ wujac temperature 90°C, 10 kg pieciowodnego tio¬ siarczanu sodowego i prowadzi stracanie przez okres 1 godziny. Po rozdzieleniu gestwy przez de¬ kantacje i filtracje i przemyciu placka filtracyjnego woda otrzymuje sie 3,50 kg koncentratu renowego o wilgotnosci 50%, zawierajacego w stanie po¬ wietrzno-suchym 4,58% Re, 8,3% As i 9,6% Cu oraz kwas siarkowy o zawartosci Re 0,008 kg/m3 i As 3,75 kg/m8.Calosc tak uzyskanego koncentratu renowego umieszcza sie w 15 dm3 wody i zadaje 3,0 kg per¬ hydrolu. Lugowanie koncentratu prowadzi sie w ciagu 4 godzin utrzymujac temperature 50°Cf Po 20 35 40 SB 60 zdekantowaniu i odfiltrowaniu gestwy," pozostalosc po lugowaniu myje sie woda i filtruje, po czym laczy popluczyny z filtratem z rozdzielania gestwy po lugowaniu koncentratu renowego, uzyskujac 21 dm3 roztworu zawierajacego 3,44 kg/m8 renu i 8 kg/m3 miedzi, a odmyty osad — 1,5 kg w stanie powietrzno-suchym — kieruje sie do odzysku olo¬ wiu. Roztwór zawierajacy ren i miedz alkalizuje sie amoniakiem do pH 6,8, po czym oddziela i prze¬ mywa woda osad wodorotlenku miedziowego, a po¬ pluczyny laczy sie z filtratem po neutralizacji uzy¬ skujac 25 dm3 roztworu o stezeniu Re 2,84 kg/m8.Z tego roztworu odzyskuje sie ren w postaci nadre- nianu amonowego, metoda sorpcyjna. 400 g suchego osadu wodorotlenku miedziowego zawierajacego 42% Cu i 0,30% Re kieruje sie do procesu swie¬ zenia kamienia miedziowego.W drugim etapie procesu 1 m8 kwasu, z którego uprzednio wytracono koncentrat renowy, zadaje sie 50 kg pieciowodnego tiosiarczanu sodowego prowadzac wytracanie koncentratu arsenowego przez 1 godzine w temperaturze 60°C. Gestwe po wytraceniu filtruje sie, placek przemywa woda uzyskujac 9,90 kg koncentratu arsenowego w sta¬ nie powietrzno-suchym, zawierajacego 34,1% As.Koncentrat ten stosuje sie do odzysku arsenu droga pirometalurgiczna, a odfiltrowany kwas kieruje sie do obiegu fabryki kwasu siarkowego zgodnie z do¬ tychczas stosowana technologia.Prowadzac proces zgodnie z powyzszym przykla¬ dem odzyskuje sie w postaci roztworu kierowanego do sorpcji 80,95% renu zawartego w obiegowym, pluczkowym kwasie siarkowym. Straty arsenu w pierwszym stopniu wytracania wynosza 3,7%, a uzysk arsenu w drugim stopniu wytracania wy¬ nosi 90,02%.Zastrzezenia patentowe 1. Sposób odzyskiwania metali, glównie renu i arsenu, z roztworów kwasnych, powstajacych w procesie produkcji miedzi w wyniku mokrego oczyszczania gazów konwertorowych wydzielaja¬ cych sie w trakcie swiezenia kamienia miedziowe¬ go, polegajacy na wytracaniu renu, arsenu i innych metali w postaci koncentratów siarczkowych za po¬ moca znanych reagentów, znamienny tym, ze pro¬ ces wytracania metali prowadzi sie w dwóch eta¬ pach i straca oddzielnie w pierwszym etapie kon¬ centrat renowy zawierajacy 3—10% wagowych renu, a w drugim etapie koncentrat arsenowy za¬ wierajacy 28—35% wagowych arsenu, przy czym w obu etapach stracanie prowadzi sie za pomoca tiosiarczanu sodowego, z tym, ze w pierwszym eta¬ pie do roztworu kwasnego zawierajacego ren i ar¬ sen, przy zawartosci innych metali ciezkich, glównie miedzi, utrzymywanej na poziomie 0,5—3 g/dm8, tiosiarczan sodowy dodaje sie w temperaturze 60— —120°C przy ciaglym mieszaniu w ilosci nie prze¬ kraczajacej 10 kg na 1 m3 roztworu kwasnego, a uzyskany osad, stanowiacy koncentrat renowy, po przeplukaniu woda, luguje sie przy pH w zakresie 2—3 roztworem nadtlenku wodoru w ilosci nie mniejszej niz 1000 czesci wagowych perhydrolu na 1000 czesci wagowych osadu w stanie powietrzno- -suchym, po czym otrzymany roztwór zobojetnia7 138 027 S sie do pH w granicach 5*4—7,5, korzystnie 6,8, od¬ dziela stracony wodorotlenek miedziowy, a z fil¬ tratu odzyskuje sie ren w znany sposób, korzystnie metoda sorpcyjna, w postaci nadrenianu amono¬ wego, natomiast w drugim etapie do roztworu kwasnego, z którego uprzednio stracono koncentrat renowy, dodaje sie tiosiarczan sodowy w ilosci 10—20 czesci wagowych na 1 czesc wagowa arsenu obecnego w roztworze, a z uzyskanego osadu od¬ zyskuje arsen w znany sposób, korzystnie metoda pir©metalurgiczna. 10 2. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze pozostalosc po lugowaniu koncentratu renowego wytraconego w pierwszym etapie procesu, zawiera¬ jaca glównie olów i siarke, suszy sie i lacznie z innymi surowcami olowionosnymi przerabia od¬ rebnie w kierunku odzysku olowiu. 3. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze osad wodorotlenku miedziowego kieruje sie bez¬ posrednio do procesu glebokiego odwiedziowania elektrolitu i/lub do procesu swiezenia kamienia miedziowego.OZGraf. Z.P. Dz-wo, z. 730 (90+15) 1.87 Cena 100 zl PLThe subject of the invention is a method of recovering metals, mainly rhenium and arsenic, from acid solutions, formed in the process of copper production, as a result of wet cleaning of the converter gases emitted during the freshening of copper matte. In the process of smelting copper in a shaft furnace about 50-60 % of the rhenium contained in the copper concentrates is transferred to the shaft dust, from which it is recovered in a known manner. The remaining 40-50% of rhenium is accumulated in the matte, from which practically all of the rhenium in the form of Re207 passes into the converter gas in the form of Re207. In the case of the converter gases used to produce sulfuric acid, then time they are rinsed in circulating sulfuric acid, which absorbs most of the metallic impurities. The circulating rush acid usually contains 50-70% by weight of H2SO4 and rhenium in the concentration of 0.4-2.0 g / dm8 and arsenic in the amount of 1-4 There are many methods of recovering rhenium from sulfuric acid solutions, but they concern solutions containing from 20 to 500 g H2SC4 / dm8. However, if the concentration of sulfuric acid reaches values close to 1000 g / dm8 of H2SO4, as is the case In the case of squamous acid, most known methods fail. Only two technologies, known from Polish patents Nos. 53,995 and 113,041, solve this problem in a half-way. According to the patent specification No. 53,995, a contaminated circulation solution of wet dust collectors and plume towers, containing about 50% by weight of H2SO4, solves this problem. The effluent, formed during the treatment of converter gases with a high content of sulfur dioxide, sent for processing, for example, to sulfuric acid, after decanting the suspension and removing the zen of sulfur dioxide by blowing air, is subjected to the action of gaseous hydrogen sulfide in order to obtain a precipitate containing sulphides of rhenium and other metals. The sulphide precipitates after washing. The water is leached with a solution of sodium hydroxide or sodium carbonate, filtered and oxidized in a sodium hydroxide solution with an aqueous solution of hydrogen peroxide, then the residue is filtered off, and the resulting solution is purified by adding 50% excess of calcium chloride and barium chloride or hydroxide with a 20% excess. The thus obtained purified solution containing sodium and calcium perrhenates, after acidification with hydrochloric acid, is subjected to sulfide hydrogenation in order to produce technical rhenium hepatosulfide, from which, after purification and, for example, by reduction with hydrogen, a metallic rhenium powder is obtained. The solution of sulfuric acid after removing the zen by sulfur hydrogenation of rhenium and other metals 138 027s 138 027 4 is mixed with concentrated sulfuric acid to reach 72-76% by weight of H2SO4, and then by decantation the sulfuric acid is separated from the remaining zinc and iron sulfates. The disadvantage of this method is very difficult filtration and the necessity to carry out many technological operations, which consequently leads to large losses of rhenium. In addition, this technology requires the use of equipment made of materials resistant to the effects of highly aggressive acidic 10 H alkaline environments, and the use of highly toxic hydrogen sulfide poses a threat to the health and life of the cultivation. Complete removal of the colostral sulfur solution occurs during alkaline it is practically impossible to leach the concentrate, which is considerably 15 | The method of recovering rhenium and arsenic from acidic solutions, especially from the circulating sulfuric acid formed in the copper production process, is known from the Polish patent description No. 113 041 , consists in the fact that the circulating sulfuric acid carefully freed from the suspension and sulfur dioxide is subjected to the action of an aqueous solution of ammonium or potassium rhodium in an amount of at least 200 g of NH4CNS or at least 225 g of KCNS, based on the Ig of rhenium present in the solution, for the reduction of the arsenic restorative concentrate. After drying, the concentrate is subjected to a three-stage calcination, whereby elemental sulfur is separated from the gases from the first stage of roasting in the condenser, and from the gases from the second stage, sodium arsenates are separated, which are directed to a separate system for recovery. arsenic, while the iron from the second stage of roasting, freed from arsenic and sulfur, is sent to the third stage of roasting, and the rhenium stripped off with the gases as rhenium hexoxide is recovered in the form of ammonium perrhenate. The first and second stage of roasting are carried out in one unit, but the first stage is carried out at the temperature of 400-450 ° C for 3-5 hours, and the second stage is also carried out for 3-5 hours. but at a temperature of 500-550 ° C and with the aid of compressed air. The third stage of ignition is carried out in a separate furnace at a temperature of 800-900 ° C using oxygen purging. The implementation of this method requires the use of a special, hermetic, attention to. highly toxic compounds of arsenic, which at the same time will keep the temperature in a relatively narrow range. In addition, both methods presented require thorough preliminary purification of the acid from the suspension, the main component of which is lead sulphate, but a major disadvantage. In both known methods, there is a low recovery of rhenium, not exceeding 30% of the rhenium content in the circulating sulfuric acid. This is due to the low rhenium content in the concentrates obtained both by the method according to the patent specification No. 53,995 and also by the specification No. 113,041. The content of this metal in the dry concentrates is in the range from 0.7 to 1.5% by weight. The method according to the invention consists in the fact that the process of separating rretals from acidic solutions is carried out in two stages, and in the first stage rhenium concentrate containing 3-10% by weight of rhenium is collected separately, and in the second stage arsenic concentrate containing 28-35% by weight. Of arsenic, in both stages the loss is carried out with the aid of sodium thiosulphate. In the first stage, into an acidic solution containing rhenium and arsenic, with the content of other heavy metals, mainly copper, kept at the level. 0.5-3 g / dm8, sodium thiosulphate is added, at a temperature of 60-120 ° C, with continuous stirring, in an amount not exceeding 10 kg per 1 m 8 of acid solution, and a sediment is obtained, which is a rhenium concentrate. ! after rinsing with water, it is leached, at a pH in the range of 2 - 3, with a hydrogen peroxide solution in an amount not less than 1000 parts by weight of perhydrol per 1000 parts by weight of sediment in the air-dry state. The obtained solution is neutralized with ammonia to a pH in the range of 5.4-7.5, preferably 6.8, the lost copper hydroxide is separated, which is directed to the process of deep copper electrolyte delamination and / or to the copper matte refining process, and from the filtrate rhenium is recovered in a known manner, preferably by a sorption method, in the form of ammonium perrhenate. The residue after leaching of the rhenium concentrate, containing mainly lead and sulfur, is dried and, together with other lead-bearing raw materials, processed separately to recover lead. In the second stage, sodium thiosulphate in an amount of 10 to is added to the acidic solution remaining after the loss of the rhenium concentrate. 20 parts by weight for 1 part by weight of arsenic present in the solution, and arsenic is recovered from the obtained sludge in a known manner, preferably by pyrometallurgical method. Compared with known methods, the method according to the invention, while maintaining the same precipitation yield, makes it possible to obtain the second stage of a very rich rhenium concentrate from 3 to 10% by weight. In addition, the precipitated concentrate, due to the much lower content of colloidal sulfur and other metal sulphides, has a fine crystalline form, which has a decisive influence on its easy decantation and filtration. In the second loss stage, a concentrate with a content of 28 to 35% by weight of arsenic is obtained, practically free of rhenium, which is suitable for direct processing together with other arsenic raw materials. Leaching of the rhenium concentrate in an acidic environment allows complete separation of elemental sulfur, which was not possible with alkaline leaching. The process according to the invention allows for a high recovery of rhenium and arsenic, exceeding for each of these elements 80% of their content in the sulfuric acid circulating. The following examples explain the process according to the invention in more detail. Example 1 Up to 1 m3 of circulating sulfuric acid containing 60, G % H 2 SO 4, 0.140 kg / m 8 Re, 3.20 kg / m 8 As, 0.50 kg / m 8 Cu, are added under continuous stirring, maintaining the temperature of 90 ° C, 10 kg of thio-138 027 - kyrate sodium chloride carries out the first loss step over a period of 1 hour. After separation by decantation and filtration and washing of the filter cake with water, 2.80 kg of rhenium concentrate with a moisture of 50.0% is obtained, containing in the air-dry state 9.70% Re, 11.0% As, 10, 0% Cu and sulfuric acid with Re content - 0.006 kg / m3; As - 3.05 kg / m3. The entirety of the rhenium concentrate thus obtained is placed in 26 liters of water and 2.2 kg of perhydrol are added. The leaching of the concentrate is carried out for 4 hours, maintaining the temperature of 50 ° C. After decanting and filtering off the dense, the leaching residue is washed with water and filtered, and then the washings are combined with the filter from the separation of the dense after leaching of rhenium concentrate to obtain 30 liters of a solution containing 4.07 kg / m3 of Re and 4.2 kg. m3 Cu, and the washed sludge - 1.3 kg dry weight - is sent to a separate process to recover the lead. The solution containing rhenium and copper is made alkaline with ammonia to pH 6.8, then the hydroxide precipitate is separated and washed with water. and the flushing is combined with the filtrate after neutralization, giving 33 liters of a Re solution of 3.68 kg / m 3. From this solution, rhenium is recovered in the form of ammonium perrhenate by sorption method. 300 g of dry sludge of copper hydroxide containing 42.0% Cu and 0.25% of Re is sent to the process of refining the copper matte. In the second stage of the process, to 1 m3 of acid remaining after the precipitation of rhenium concentrate is added 40 kg of sodium thiosulphate pentahydrate are precipitated and the arsenic concentrate is precipitated for 1 hour at 60 ° C. After precipitation, the gesture is filtered, the cake is washed with water to obtain 8.10 kg of dry arsenic concentrate containing 33.0% As. This concentrate is used for arsenic recovery by pyrometallurgical route, and the filtered acid is directed to the circuit of the sulfuric acid plant according to the hitherto used technology. Carrying out the process according to the above example, it is recovered as a solution directed to sorption, 89 , 43% rhenium contained in the circulating sulfuric acid fluff. The arsenic loss in the first precipitation stage was 4.8% and the arsenic recovery in the second precipitation stage was 89.23%. EXAMPLE II. To 1 m3 of circulating, flushing sulfuric acid containing 60.0% H2SO4, 0.088 kg of Re / m3, 3.90 kg of As / m3 and 0.60 kg / m3 of Cu, a conservative solution is added under continuous stirring conditions. Based on a temperature of 90 ° C., 10 kg of sodium thiosulfate pentahydrate and carry out a loss for a period of 1 hour. After separation of the gestures by decantation and filtration and washing of the filter cake with water, 3.50 kg of rhenium concentrate with a moisture of 50% is obtained, containing in the air-dry state 4.58% Re, 8.3% As and 9.6 % Cu and sulfuric acid with a content of Re 0.008 kg / m3 and As 3.75 kg / m3. The whole of the rhenium concentrate obtained in this way is placed in 15 liters of water and 3.0 kg of perhydrol are added. The leaching of the concentrate is carried out for 4 hours, maintaining the temperature of 50 ° Cf. After 20 35 40 SB 60 decanting and filtering the dense, "the leaching residue is washed with water and filtered, and then it combines the backwash with the filtrate from the separation of dense after leaching of the rhenium concentrate, obtaining 21 dm3 of a solution containing 3.44 kg / m3 of rhenium and 8 kg / m3 of copper, and the washed sludge - 1.5 kg in an air-dry state - is sent for lead recovery. The solution containing rhenium and copper is made alkaline with ammonia to pH 6 , 8, then the precipitate of copper hydroxide is separated and washed with water, and the rhenium is combined with the filtrate after neutralization, yielding 25 liters of solution with a Re concentration of 2.84 kg / m 8. From this solution, rhenium is recovered in the form of excess - ammonium nanate, sorption method. 400 g of dry copper hydroxide sludge containing 42% Cu and 0.30% Re is sent to the copper matte refining process. In the second stage of the process, 1 m8 of acid from which the rhenium concentrate was previously precipitated was added 5 0 kg sodium thiosulphate pentahydrate by precipitating the arsenic concentrate for 1 hour at 60 ° C. After precipitation, the gesture is filtered, the cake is washed with water, obtaining 9.90 kg of arsenic concentrate in an air-dry state, containing 34.1% As. This concentrate is used for arsenic recovery by pyrometallurgical method, and the filtered acid is directed to the circulation of the acid factory According to the technology used so far, the process according to the example above recovers 80.95% of rhenium contained in the circulating sulfuric flushing acid in the form of a solution for sorption. Loss of arsenic in the first stage of precipitation amounts to 3.7%, and the arsenic recovery in the second stage of precipitation is 90.02%. Claims 1. Method of recovering metals, mainly rhenium and arsenic, from acidic solutions resulting from the production of copper in as a result of wet purification of converter gases emitted during the freshening of copper matte, consisting in the removal of rhenium, arsenic and other metals in the form of sulphide concentrates with the aid of known reagents, characterized in that the metal removal process is carried out in two in the stages and, separately, in the first stage, rhenium concentrate containing 3-10% by weight of rhenium, and in the second stage, arsenic concentrate containing 28-35% by weight of arsenic, the loss in both stages with sodium thiosulphate, with that in the first stage to an acidic solution containing rhenium and arsenic, with the content of other heavy metals, mainly copper, maintained at the level of 0.5-3 g / dm8, thiosia Sodium rate is added at a temperature of 60-120 ° C with constant stirring in an amount not exceeding 10 kg per 1 m3 of acid solution, and the obtained sediment, which is rhenium concentrate, leaches at a pH in the range of 2-3 hydrogen peroxide solution in an amount of not less than 1000 parts by weight of perhydrol per 1000 parts by weight of the sludge in an air-dry state, and then the obtained neutralization solution7 138 027 S to a pH in the range 5 * 4-7.5, preferably 6.8, it separates the lost copper hydroxide, and rhenium is recovered from the filter in a known manner, preferably by the sorption method, in the form of ammonium perrhenate, while in the second stage, sodium thiosulfate is added to the acidic solution from which the rhenium concentrate was previously lost. 10-20 parts by weight for 1 part by weight of arsenic present in the solution, and the arsenic obtained from the precipitate is recovered in a known manner, preferably by pyro metallurgy. 2. The method according to claim A process as claimed in claim 1, characterized in that the leaching residue of the rhenium concentrate obtained in the first stage of the process, consisting mainly of lead and sulfur, is dried and, together with other lead-bearing raw materials, processed separately for the recovery of lead. 3. The method according to p. The method of claim 1, wherein the copper hydroxide precipitate is directed directly to the deep electrolyte visit process and / or to the copper matte refreshing process. Z.P. Dz-wo, z. 730 (90 + 15) 1.87 Price PLN 100 PL