CN115725814B - 一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法及钢锭 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法及钢锭,属于冶炼工业技术领域,解决了现有技术中冶炼周期长,钢锭中H元素含量高的问题。本发明通过利用两台电炉提供粗炼钢液,通过主管道电炉配料计算公式分别确定两台电炉出钢量和合金加入质量;粗炼钢液兑入精炼炉,钢液中铬、镍、钼等元素符合规格要求,钢液加热到1640℃~1670℃,钢包转至VOD工位,进行真空吹氧脱碳,精炼包返回加热工位,依据氮元素收得率公式调整氮元素含量,所有成分均达到内控要求后,钢包吊运真空浇注工位,进行浇注,最终获得低H含量和氮含量满足要求的钢锭。本发明实现了缩短生产周期,降低钢锭生产成本,进而实现了核电机组主管道钢锭批量化生产。
Description
技术领域
本发明涉及冶炼工业技术领域,尤其涉及一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法及钢锭。
背景技术
核电站反应堆冷却剂管道,也称为主管道,是连接反应堆压力容器和蒸汽发生器的一组大型厚壁管道,是核电蒸汽供应系统输出堆芯热能的“大动脉”,是核电站的核Ⅰ级关键部件之一。
现有技术中,主管道钢锭的冶炼多采用电渣重熔方式生产,该工艺方法冶炼周期长,冶炼得到的钢锭虽满足RCC-MM3321技术标准,但由于其中H元素含量高,机械性能还不能做到优秀。
因此,目前亟需一种冶炼工艺方法,既能保证钢锭中低H含量的同时,又能稳定控制N的含量,还可缩短生产周期,降低钢锭生产成本,进而实现核电机组主管道钢锭批量化生产。
发明内容
鉴于上述的分析,本发明实施例旨在提供一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法及钢锭,用以解决现有技术冶炼周期长,钢锭中H元素含量高的问题。
一方面,本发明提供了一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法,包括以下步骤:
步骤1:采用两台电炉冶炼粗炼钢液,为第一电炉提供C≤0.05wt.%,P≤0.001wt.%的钢液,为第二电炉提供铬、镍、钼合金钢液,为熔化合金电炉;
步骤2:第一电炉和第二电炉的粗炼钢液兑入精炼炉后,进行加热;
步骤3:加热升温,当T=1640℃~1670℃时,钢包转至VOD工位,进行真空吹氧脱碳;
步骤4:真空吹氧脱碳结束,钢包转至加热工位,利用底吹氮气和加入氮化合金调整氮元素含量;
步骤5:当所有成分均达到内控要求后,钢包转至真空工位进行真空浇注。
进一步地,上述步骤1中,第一电炉和第二电炉提供的粗炼钢液量和合金加入质量按以下公式计算:
第二电炉各合金元素加入质量:
铬铁合金加入质量
Mcr=(MT×Cr规wt.%÷Cr含wt.%)÷ECr;公式一
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Cr规wt.%-Cr元素规格下限,
Cr含wt.%-加入铬铁合金中Cr元素质量百分含量,
ECr-Cr元素在电炉收得率;
镍板合金加入质量
MNi=(MT×Ni规wt.%÷Ni含wt.%)÷ENi;公式二
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Ni规wt.%-Ni元素规格下限,
Ni含wt.%-加入镍板中Ni元素质量百分含量,
ENi-Ni元素在电炉收得率;
钼铁合金加入质量
MMo=(MT×MO规wt.%÷MO含wt.%)÷EMo 公式三
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Mo规wt.%-Mo元素规格下限,
Mo含wt.%-加入钼铁合金中Mo元素质量百分含量,
EMo-Mo元素在电炉收得率;
第二电炉总装入质量:
M合=Mcr+MNi+MMo 公式四
第一电炉出钢量M低=MT-MT×2%-M合 公式五
其中,M低–第一电炉出钢量,
MT-真空浇注钢液质量,
MT×2%-在精炼序调整合金元素加入质量,
M合-第二电炉总装入钢液量。
进一步地,上述步骤2中,还包括加入造渣材料给电升温后加入脱氧材料和脱硫材料,脱氧材料为铝系脱氧材料,脱硫材料为石灰。
进一步地,上述步骤2中,还包括成分微调,下列元素调整至如下要求:Cr:17.00~18.20wt.%,Ni:11.50~12.50wt.%,Mo:2.25~2.75wt.%,C:0.25~0.40wt.%。
进一步地,上述步骤3中,所述真空吹氧脱碳时,氧枪枪位700~1300mm,真空度6000~15000Pa,氧气压力0.5~1.0MPa,底吹氩气流量200~400L/min,吹氧时间25min~40min。
进一步地,上述步骤3中,所述真空吹氧脱碳,当钢液中C≤0.015wt.%时停止吹氧。
进一步地,上述步骤4中,所述调整氮元素含量,利用氮元素调整公式,如下:
NM=K×(N0+5.3T×10-4+0.5N合×N含)公式六
其中,NM-钢锭中目标氮元素质量百分含量,
N0-VOD结束时钢液中氮元素初始质量百分含量,
N合-调氮合金加入质量,
N含-含氮合金氮元素质量百分含量,
T-底吹氮气时间,单位是min,
K为常数,K取值受浇注速度影响,
当浇注速度V=4~5t/min时,K值取0.64,
当浇注速度V=5.1~6t/min时,K值取0.65,
当浇注速度V=6.1~7t/min时,K值取0.66。
进一步地,上述步骤5中,所述真空浇注时,浇注温度为1520℃~1560℃,浇注真空度<100Pa。
另一方面,本发明提供了一种核电机组主管道钢锭,采用上述的冶炼方法得到,成分以质量百分比计,包括:C:0.02~0.03wt.%,Si:0.50~0.70wt.%,Mn:1.50~2.00wt.%,P≤0.015wt.%,S≤0.005wt.%,Cr:17.50~18.00wt.%,Ni:12.00~12.50wt.%,Mo:2.40~2.75wt.%,Cu≤0.06wt.%,N:0.070~0.080wt.%,B≤0.0018wt.%,Ta≤0.15wt.%,H≤4ppm。
与现有技术相比,本发明至少可实现如下有益效果之一:
1、本发明采用“电炉冶炼(EAF)+真空吹氧脱碳法(VOD)+真空浇注”的双真空冶炼工艺方法,钢锭经真空浇注,保证钢锭中低H含量的同时,氮含量的稳定控制。本发明方法可缩短生产周期,降低钢锭生产成本。进而实现核电机组主管道钢锭批量化生产。
2、本发明提供的冶炼方法,由两台电炉提供粗炼钢液,第一电炉提供冶炼低磷、低碳的钢液,出钢前C≤0.05wt.%,P≤0.001wt.%。第二电炉熔化合金,对入炉合金磷元素加以控制,通过以上措施最终实现核电机组主管道产品P≤0.014%的较低水平。
3、现有技术中,调整N元素是在VOD结束后,仅用氮化合金调整N元素,存在调氮时间长,加入调氮合金量大,调氮成本高的问题。本发明提供的冶炼方法,成功解决了上述问题,同时解决了真空浇注后气体元素氮含量收得率不稳定的难题。
钢锭氮元素含量的控制是冶炼工艺的难点,真空浇注能有效的去氢和降低钢液中夹杂物的含量,但同时钢液中氮元素也有一定的损失,因此,根据冶炼的工况条件准确预测钢液在真空浇注后钢锭中的氮含量,是双真空冶炼主管道产品的难点和关键技术。本发明通过多次试验,开发出钢锭中氮元素调整计算公式,最终钢锭中氮元素稳定控制在0.070~0.080wt.%之间。相较于现有技术中在VOD结束后仅用氮化合金调整N元素调,本发明成功解决了真空浇注后氮含量不稳定的难题。
4、本发明提供的冶炼方法,实现氢元素低含量的控制
由于VOD炉具备良好的脱气热力学和动力学条件,同时钢液采用真空浇注,为脱除钢液中的氢创造了有利的条件。对多支核电机组主管道钢锭水、冒口氢含量进行分析,氢含量波动范围小,平均1.45ppm,氢含量控制较稳定。与现有技术制备得到的电渣锭,钢锭中水、冒口的氢含量在3.5~5PPM之间。两者主管道钢锭氢含量的对比,可知采用本发明双真空方式钢锭氢含量明显低于采用现有技术电渣重熔方式生产的主管道钢锭。
5、本发明提供的冶炼方法可节约生产成本,缩短冶炼时间。
本发明提供的冶炼方法,真空浇注钢锭,不再进行电渣重熔生产,节省电极棒制备、电极棒退火、电极棒清理焊接,电极棒电渣重熔等工序,每支钢锭在炼钢序可缩短时间7~10天;由于省去电极棒制备和电渣重熔工序可实现节约成本2500~3500元/吨。
本发明中,上述各技术方案之间还可以相互组合,以实现更多的优选组合方案。本发明的其他特征和优点将在随后的说明书中阐述,并且,部分优点可从说明书中变得显而易见,或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过说明书以及附图中所特别指出的内容中来实现和获得。
附图说明
附图仅用于示出具体实施例的目的,而并不认为是对本发明的限制,在整个附图中,相同的参考符号表示相同的部件。
图1a为实施例1得到的钢锭局部SEM扫描电镜微观晶粒度结构图(200倍);
图1b为实施例1得到的钢锭局部SEM扫描电镜微观晶粒度结构图(200倍);
图1c为实施例1得到的钢锭B类(氧化物)粗系微观分级图(0.5级);
图1d为实施例1得到的钢锭C类(硅酸盐)粗系微观分级图(0.5级);
图1e为实施例1得到的钢锭D类(球氧)粗系微观分级图(0.5级);
图2a为实施例2得到的钢锭局部SEM扫描电镜微观晶粒度结构图(200倍);
图2b为实施例2得到的钢锭局部SEM扫描电镜微观晶粒度结构图(200倍);
图2c为实施例2得到的钢锭B类(氧化物)粗系微观分级图(0.5级);
图2d为实施例2得到的钢锭C类(硅酸盐)粗系微观分级图(0.5级);
图2e为实施例2得到的钢锭D类(球氧)粗系微观分级图(0.5级);
图3a为对比例得到的钢锭局部SEM扫描电镜微观晶粒度结构图(200倍);
图3b为对比例得到的钢锭局部SEM扫描电镜微观晶粒度结构图(200倍);
图3c为对比例得到的钢锭B类(氧化物)粗系微观分级图(0.5级);
图3d为对比例得到的钢锭C类(硅酸盐)粗系微观分级图(0.5级);
图3e为对比例得到的钢锭D类(球氧)粗系微观分级图(0.5级);
图4为对比例提供的核电机组主管道钢锭的冶炼方法流程图。
具体实施方式
下面结合附图来具体描述本发明的优选实施例,其中,附图构成本申请一部分,并与本发明的实施例一起用于阐释本发明的原理,并非用于限定本发明的范围。
核电机组主管道钢锭材质名称为X2CrNiMo18.12(控氮),锻件技术文件要求钢锭化学成分见下表1。
表1X2CrNiMo18.12(控氮)钢锭化学表(%)
现有技术中,主管道钢锭的冶炼多采用电渣重熔方式生产,现有主管道锻件生产流程主要是在电炉冶炼,在精炼炉采用VOD工艺降低碳含量后,利用加入氮化合金,使钢液中的氮达到0.070%~0.080%区间内,其它成分达到技术文件要求的范围内,精炼序完成,吊出钢包进行下注,制备电极棒,由于现有工艺采用下注生产电极棒,在大气环境下浇注,在浇注过程中浇注钢液不可避免与空气接触,从而导致钢液出现增H现象。本发明工艺方法是精炼序结束后,进行真空浇注,浇注真空度小于100pa,在浇注过程中不仅不增H,而且由于是真空浇注,还会进一步降低钢液中的H含量。从而实现低H钢锭的冶炼。
现有工艺方案在浇注完电极棒后,对每支电极棒切割冒口制备重熔电极,并对每支电极进行成分分析,根据金属电极本身成分及电渣重熔过程中的烧损规律组合搭配使用。完成成分检验后送到焊接分厂进行电极焊接。完成焊接后电极转运至冷加工分厂,对电极表面进行加工去除表面锈蚀。电极完成准备后,开始进行电渣重熔,重熔结束后完,最终制备钢锭,发往锻造分厂进行锻造。整个冶炼工序多,流程长。冶炼得到的钢锭虽满足RCC-MM3321技术标准,但由于其中H元素含量高,机械性能还不能做到优秀。
基于此,本发明公开了一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法,由于实现N元素的稳定控制,可在精炼结束后,进行真空浇注,浇注后的钢锭送至锻造分厂进行锻造。本发明冶炼方法,流程短,生产时间少,可批量化生产。具体包括以下步骤:
步骤1:采用两台电炉冶炼粗炼钢液,第一电炉提供C≤0.05wt.%,P≤0.001wt.%钢液,第二电炉提供铬、镍、钼合金钢液。
步骤2:第一电炉和第二电炉的粗炼钢液兑入精炼炉后,进行加热。
步骤3:加热升温,当T=1640℃~1670℃时,钢包转至VOD工位,进行真空吹氧脱碳。
步骤4:真空吹氧脱碳结束,钢包转至加热工位,利用底吹氮气和加入氮化合金调整氮元素含量。
步骤5:当所有成分达到内控要求后,钢包转至真空工位进行真空浇注。
具体地,上述核电机组主管道钢锭的冶炼方法适用重量为70t~160t钢锭冶炼。
具体的,上述步骤1中,考虑到核电机组主管道用钢,合金元素含量高,如全部在精炼序调整,冶炼时间长,易使钢液吸气和增加对精炼包耐火材料的侵蚀,影响钢液纯净度,为此,本发明采用两台电炉冶炼,第一电炉提供C≤0.05wt.%,P≤0.001wt.%钢液,为冶炼低碳低磷电炉,第二电炉提供铬、镍、钼合金钢液,为熔化合金电炉。
具体地,上述步骤1中,第一电炉和第二电炉提供的粗炼钢液量和合金加入质量按电炉配料公式计算:
第二电炉各合金元素加入质量:
铬铁合金加入质量
MCr=(MT×Cr规wt.%÷Cr含wt.%)÷ECr;公式一
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Cr规wt.%-Cr元素规格下限,
Cr含wt.%-加入铬铁合金中Cr元素质量百分含量,
ECr-Cr元素在电炉收得率;
镍板合金加入质量
MNi=(MT×Ni规wt.%÷Ni含wt.%)÷ENi;公式二
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Ni规wt.%-Ni元素规格下限,
Ni含wt.%-加入镍板中Ni元素质量百分含量,
ENi-Ni元素在电炉收得率;
钼铁合金加入质量
MMo=(MT×MO规wt.%÷MO含wt.%)÷EMo公式三
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Mo规wt.%-Mo元素规格下限,
Mo含wt.%-加入钼铁合金中Mo元素质量百分含量,
EMo-Mo元素在电炉收得率;
第二电炉总装入钢液量:
M合=Mcr+MNi+MMo 公式四
第一电炉出钢量M低=MT-MT×2%-M合 公式五
其中,M低-冶炼低碳低磷电炉出钢量,
MT-真空浇注钢液质量,
MT×2%-在精炼序调整合金元素加入质量,
M合-第二电炉总装入钢液量。
需要说明的是,ECr为Cr元素在电炉收得率,在本发明中ECr取值为95%;ENi为Ni元素在电炉收得率,在本发明中ENi取值为99%;EMo为Mo元素在电炉收得率,在本发明中EMo取值为96%;这是本发明在多次试验得到的收得率系数值。
需要说明的是,现有技术是利用一台电炉,采用氧化法冶炼低磷、低碳钢液,由于采用氧化法冶炼在电炉不能配入合金,为此粗炼钢液兑入后,合金都需要在精炼工序调整,冶炼时间需要6h~8h。本发明采用两台电炉分工合作,一台电炉采用氧化法冶炼低磷、低碳钢液,另一台在冶炼前计算好浇注钢液所需合金量,除Si、Mn和部分调氮合金外,其它合金元素都在本炉加入;两台电炉完成冶炼合兑精炼炉后,主要合金元素达到技术文件要求范围内,这样在精炼序冶炼时间大大缩短,一般冶炼时间为2.5h~3.5h。
进一步说明,上述在钢液精炼时,已经完成各合金元素配比,因后序要进行真空吹氧脱碳(VOD)工序,因此易氧化元素Si、Mn要在VOD结束后进行调整,在进行VOD时因要在低真空度条件下进行,N含量在VOD工序会降低约70~80%,所以氮含量在VOD结束后调整。
具体地,上述步骤2中,粗炼钢液兑入精炼炉,更具体地,两粗炼炉钢水,依次兑入精炼炉,第一电炉冶炼低磷、低碳钢液,采用底漏方法兑入,兑入结束前完成卡渣操作。第二电炉冶炼合金钢液,采用翻包方式兑入到已有第一电炉兑入的精炼包内。
具体地,上述步骤2中,还包括给电升温后加入脱氧材料和脱硫材料,脱氧材料为铝系脱氧材料,脱硫材料为石灰。
需要说明的是,在精炼序降低钢液中硫含量和提高钢液纯净度也是重要任务,硫元素是有害元素之一,降低硫元素含量对提高锻件的机械性能有利。根据脱硫热力学条件可知,脱硫前提条件是钢液先进行脱氧,选用脱氧能力较强的铝粉,利用扩散脱氧方式脱氧。为了完成脱硫操作,单独采用铝粉脱氧,脱氧效率高,脱硫效果好,但少量脱氧产物会进入钢液中。因此,为吸附钢液中氧化铝夹杂,精炼造铝酸钙渣系。
更具体地,脱氧和脱硫是同时进行的,依据脱硫热力学方程式:
FeS+CaO=CaS+FeO
可知,要想脱硫反应能顺利进行,要先脱除钢液中的氧,为此选用脱氧能力较强的铝系脱氧材料,脱硫使用石灰。
精炼渣总渣量2.5t~3t,炉渣成分如表2所示。
表2精炼渣系优化成分(wt.%)
成分 | Al2O3 | CaO | MgO | SiO2 |
质量分数 | 30~36 | 50~55 | 4~8 | 1~6 |
此渣系具有高的Al2O3和CaO容量,在冶炼过程中可以通过加入石灰提高炉渣碱度从而增大脱硫能力。另外,其本身具有高的Al2O3含量,所以对钢中铝脱氧产物Al2O3夹杂的润湿、吸附及溶解能力很强,可提高钢液纯净度。应用此渣系可实现钢液中S≤0.003wt.%。
具体地,上述步骤2中,两台电炉合况后脱硫脱氧结束后,还应进行成分微调,下列元素调整至如下要求:Cr:17.00~18.20wt.%,Ni:11.50~12.50wt.%,Mo:2.25~2.75wt.%,C:0.25~0.40wt.%。
需要说明的是,钢水成分微调,是为了使钢的成分更精确,在精炼过程中补加少量合金元素,从而得到性能波动范围更小的钢材的生产技术。在上述步骤2中,在脱硫脱氧步骤后,通过取样分析钢水成分,补加一些少量合金元素,直至下列元素满足如下要求:Cr:17.00~18.20wt.%,Ni:11.50~12.50wt.%,Mo:2.25~2.75wt.%,C:0.25~0.40wt.%。
具体地,上述步骤3中,真空吹氧脱碳,工艺参数为:氧枪枪位700~1300mm,真空度6000~15000pa,氧气压力0.5~1.0MPa,底吹氩气流量200~400L/min,吹氧时间25min~40min。通过尾气分析仪显示,当钢液中C≤0.015wt.%时停止吹氧,真空吹氧脱碳结束,实现了钢液的低碳冶炼。
需要说明的是,VOD工艺方式脱碳的工作原理为:用真空装置降低CO分压进行脱碳。它的主要优点为,降碳保铬效果好。通过控制真空度,可在铬几乎不被氧化的情况下脱碳。当真空度降至100乇即13300pa以下时,碳的氧化优先于铬的氧化,因此能在高铬的水平下脱碳。
具体地,上述步骤4中,调整氮元素含量,利用氮元素调整公式,公式如下:
NM=K×(N0+5.3T×10-4+0.5N合×N含) 公式六
其中,NM-钢锭中目标氮元素质量百分含量,
N0为VOD结束时钢液中氮元素初始质量百分含量,
N合调氮合金加入质量,
N含是含氮合金氮元素质量百分含量,
T是底吹氮气时间,单位是min,
K为常数,K取值受浇注速度影响,
当浇注速度V=4~5t/min时,K值取0.64,
当浇注速度V=5.1~6t/min时,K值取0.65,
当浇注速度V=6.1~7t/min时,K值取0.66。
值得注意的是,公式六适用条件是浇注真空度<100Pa,浇注温度在1520℃~1560℃,熔炼钢种在1600℃时N的饱和溶解度是0.20~0.25wt.%。
应用此公式调整氮元素,通过对钢锭水、冒口端取样分析,最终钢锭中氮元素含量可稳定在0.070~0.080wt.%。
需要说明的是,采用双真空冶炼的难点就是钢锭氮元素含量的控制,真空浇注能有效的去氢和降低钢液中夹杂物的含量,但同时钢液中氮元素也有一定的损失,根据冶炼的工况条件,能准确预测钢液在真空浇注后钢锭中的氮含量,是双真空冶炼主管道产品的难点和关键技术。
在VOD后调整钢液中N元素含量,如全部采用N化合金调整,不仅使冶炼成本增加还因加入合金量过大污染钢液,使钢液出现增碳现象;如全部使用底吹氮气调整,虽然能避免污染钢液,但由于增氮效率低会使总冶炼时间延长。为此,本发明采用两种方式同时增氮,即底吹氮气和加入氮化合金,利用本发明的氮元素调整公式,提前计算出底吹氮气时间和加入氮化合金量。在精炼时采用两种方式调整氮元素,出钢前钢液中氮元素在0.10~0.125wt.%之间,最终可实现真空浇注钢锭中的氮元素在0.070~0.080wt.%之间,在调整N元素含量的同时,Si、Mn元素也被调整至目标值。
具体的,上述步骤5中,为了有效脱除钢液中H,上述真空浇注中,真空度<100Pa,在此真空度下,能够有效脱除钢液中气体,保证脱气后钢液中的H含量可达到1.4ppm以下,提高钢液的纯净度从而能够提高核电机组锻件的机械性能。
浇注后续处理包括铸锭--锻造--锻后热处理--粗加工--热压弯50°弯头--机加工--固溶热处理--取样--理化金相检验--无损检验--精加工--标识、包装发运。
SEM扫描电镜下观察,本发明得到的锻件不同取样位置晶粒度均为3~4级,主要以4级为主。高于技术标准大于2级的要求,组织均匀。夹杂物A、B、C、D四类夹杂物评级≤0.5级,锻件纯净度较高。
本发明的冶炼方法得到的钢锭及锻件,进行力学性能测试,采用电子万能试验机,型号为CSS-44300,进行室温拉伸试验和350°拉伸试验;以及采用摆锤式冲击试验机,型号为ZBC2452N-3D,进行0℃冲击功试验,最终都符合RCC-MM3321文件要求。
本发明提供的冶炼方法,由两台电炉提供钢液,第一电炉冶炼低磷、低碳的钢液,出钢前C≤0.05%,P≤0.001%。第二电炉熔化合金,对入炉合金磷元素加以控制,通过以上措施最终实现核电机组主管道产品P≤0.014%的较低水平。
本发明提供的冶炼方法,成功解决了真空浇注后气体元素氮含量收得率不稳定的难题。采用双真空冶炼的难点就是钢锭氮元素含量的控制,真空浇注能有效的去氢和降低钢液中夹杂物的含量,但同时钢液中氮元素也有一定的损失,根据冶炼的工况条件,能准确预测钢液在真空浇注后钢锭中的氮含量,是双真空冶炼主管道产品的难点和关键技术。本发明通过多次试验,开发出钢锭中氮元素收得率计算公式,最终钢锭中氮元素稳定控制在0.070~0.080wt.%之间。
本发明采用的VOD炉具备良好的脱气热力学和动力学条件,同时钢液采用真空浇注,为脱除钢液中的氢创造了有利的条件。对多支核电机组主管道钢锭水、冒口氢含量进行分析,氢含量波动范围小,平均1.45ppm,氢含量控制较稳定;而现有技术生产的钢锭中水、冒口的氢含量在2.5~5PPM之间。本发明得到的钢锭氢含量明显低于现有技术电渣重熔方式生产的主管道钢锭。
本发明提供的冶炼方法,真空浇注钢锭,不再进行电渣重熔生产,节省电极棒制备、电极棒退火、电极棒清理焊接,电极棒电渣重熔等工序,每支钢锭在炼钢序可缩短时间7~10天。由于省去电极棒制备和电渣重熔工序可实现节约成本2500~3500元/吨。
采用上述方面制备得到的核电机组主管道钢锭的组分以质量百分比计,包括:
C:0.02~0.03wt.%,Si:0.50~0.70wt.%,Mn:1.50~2.00wt.%,P≤0.015wt.%,S≤0.005wt.%,Cr:17.50~18.00wt.%,Ni:12.00~12.50wt.%,Mo:2.40~2.75wt.%,Cu≤0.06wt.%,N:0.070~0.080wt.%,B≤0.0018wt.%,Ta≤0.15wt.%,H≤4ppm。
实施例1
本实施例提供了一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法,冶炼钢锭重量99t,本钢锭制备两个锻件,名称是90°弯头和45°弯头,钢锭的冶炼方法包括:
步骤1:两台电炉提供粗炼钢液,其中熔化合金电炉各种合金加入质量按配料公式计算。
铬铁合金加入质量
Mcr=(MT×Cr规wt.%÷Cr含wt.%)÷95%;
(99×17.00wt.%÷61.3%)÷95%=28.9T
注:本次冶炼使用铬铁中铬含量61.3%
镍板合金加入质量
MNi=(MT×Ni规wt.%÷Ni含wt.%)÷99%;
(99×11.50wt.%÷99.9%)÷99%=11.51T
注:本次冶炼使用镍板中镍含量99.9%
MMo=(MT×MO规wt.%÷MO含wt.%)÷96%;
(99×2.25wt.%÷60.5%)÷96%=3.84T
注:本次冶炼使用钼铁中钼含量60.5%
熔化合金总装入质量
M合=28.9(61.3%铬铁)+11.51(99.9%镍板)+3.84(60.5%钼铁)=44.25T冶炼低碳低磷电炉出钢量M低=MT-MT×2%-M合
99-99×2%-44.25=53T
两台电炉按上述计算钢液量分别提供合金和低磷低碳钢液。两台电炉完成冶炼后依次兑入钢包精炼炉进行精炼。
步骤2:粗炼钢液兑入后,加入造渣材料给电升温,温度大于1550℃后加入脱氧材料,脱氧剂是铝粉,采用铝粉扩散脱氧,总渣量2.8t;微调合金,调整后各元素含量如下:Cr:17.5wt.%,Ni:12.30wt.%,Mo:2.65wt.%,C:0.32wt.%。测定S含量0.003wt.%,温度1660℃,钢包转至VOD工位,进行VOD操作。
步骤3:钢包转至VOD工位后,下氧枪枪位1200mm,开始抽真空,真空度达到6300pa时,开始吹氧,氧气压力0.7MPa,底吹氩气流量330L/min。吹氧时间27min时,通过尾气分析仪显示,此时钢液中C≤0.013wt.%,停止吹氧,真空吹氧脱碳结束,实现了钢液的低碳冶炼。
步骤4:钢包转至加热工位,测温取样,分析钢液中N含量是0.019wt.%,利用氮元素调整公式计算底吹氮时间和氮化合金加入质量
NM=K×(N0+5.3T×10-4×100%+0.5M合×M含÷MT×100%)
首先确定吹氮时间为70min,使用氮化锰合金调整氮含量,该合金中氮含量为7.7wt.%,钢锭中N元素目标值为0.078wt.%,浇注时选用直径为Φ50mm中间包水口,根据生产经验可知选用该水口浇注速度V=4~5t/min时,K值取0.64。
由以上条件可知为满足钢液最终氮含量要求,需加入1.69吨氮化合金。按上述计算,底吹氮气同时分三批加入氮化合金,氮化合金加完,底吹氮气时间达到70min后,切换氩气软吹22min,测温1572℃,出钢。
步骤5:钢包吊运至浇注工位,浇注真空度30Pa,浇注温度1539℃,浇注时间20min,浇注结束后在冒口端加入发热剂和保温剂,在模内保温27小时后,用吊钳吊出钢锭,热送至水锻分厂。
实施例1得到的99t钢锭成分为:
C:0.03wt.%,Si:0.59wt.%,Mn:1.95wt.%,P:0.013wt.%,S:0.003wt.%,Cr:17.95wt.%,Ni:12.48wt.%,Mo:2.65wt.%,Cu:0.05wt.%,N:0.077wt.%。
对实施例1得到的钢锭水、冒口侧取气体样分析,其中锻件水口侧的H含量为1.3ppm,1.2ppm,N含量0.077wt.%,0.078wt.%;冒口侧H含量1.4ppm,1.5ppm,N含量0.078wt.%,0.077wt.%。
实施例1得到的钢锭SEM扫描电镜下观察晶粒度为4级,非金属夹杂物评级中,A类0级;B类0.5级;C类0.5级,D类0.5级;四类夹杂物的级别之和小于等于1.5级,高于标准要求,钢液纯净度较高。
实施例1得到的钢锭进行机械性能试验,力学性能试验要求按RCC-MM3321第4.3.2节规定执行。实验结果如表3。
表3实施例1得到的钢锭进行机械性能实验结果
由此看出,实施例1得到的钢锭机械性能均远优于技术标准文件的要求。
对实施例1得到的钢锭最终生产的锻件90°弯头和45°弯头进行超声检验,检测结论:本产品符合RCC-MM3321第6章要求验收标准,评定为合格。
实施例2
本实施例提供了一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法,通过该冶炼方法制备钢锭吨位为109t,最终生产的锻件为冷段环路(2、3),核电机组主管道钢锭的冶炼方法包括:
步骤1:两台电炉提供粗炼钢液,其中熔化合金电炉各种合金加入质量按配料公式计算。
铬铁合金加入质量
Mcr=(MT×Cr规wt.%÷Cr含wt.%)÷95%;
(109×17.00wt.%÷59.2%)÷95%=33T
注:本次冶炼使用铬铁中铬含量59.2%
镍板合金加入质量
MNi=(MT×Ni规wt.%÷Ni含wt.%)÷99%;
(109×11.50wt.%÷99.9%)÷99%=12.7T
注:本次冶炼使用镍板中镍含量99.9%
MMo=(MT×MO规wt.%÷MO含wt.%)÷96%;
(109×2.25wt.%÷60%)÷96%=4.25T
注:本次冶炼使用钼铁中钼含量60%
熔化合金总装入质量
M合=33(59.2%铬铁)+12.7(99.9%镍板)+4.25(60%钼铁)=49.95T冶炼低碳低磷电炉出钢量M低=MT-MT×2%-M合
109-109×2%-49.95=57T
两台电炉按上述计算钢液量分别提供合金和低磷低碳钢液。两台电炉完成冶炼后依次兑入钢包精炼炉进行精炼。
步骤2:粗炼钢液兑入后,加入造渣材料给电升温,温度大于1550℃后加入脱氧材料,脱氧剂是铝粉,采用铝粉扩散脱氧,总渣量3.0t;微调合金,调整后各元素含量如下:Cr:17.6wt.%,Ni:12.20wt.%,Mo:2.61wt.%,C:0.29wt.%。测定S含量0.002wt.%,温度1658℃,此进已满足VOD前工艺要求,钢包转至VOD工位。
工艺要求,温度在1640~1670℃区间,钢液成分Cr:17.50wt.%~18.00wt.%,Ni:12.00wt.%~12.50wt.%,Mo:2.50wt.%~3.00wt.%,C:0.25wt.%~0.35wt.%,S≤0.005wt.%。满足以上温度和成分要求时可进行VOD操作。
步骤3:钢包转至VOD工位后,下氧枪枪位1100mm,开始抽真空,真空度达到6650pa时,开始吹氧,氧气压力0.8MPa,底吹氩气流量350L/min。吹氧时间29min时,通过尾气分析仪显示,此时钢液中C≤0.015wt.%,停止吹氧,真空吹氧脱碳结束,实现了钢液的低碳冶炼。
步骤4:钢包转至加热工位,测温取样,分析钢液中N含量是0.021wt.%,利用氮收得率公式计算底吹氮时间和氮化合金加入质量
NM=K×(N0+5.3T×10-4×100%+0.5M合×M含÷MT×100%)
首先确定吹氮时间为60min,使用氮化锰合金调整氮含量,该合金中氮含量为7.42wt.%,钢锭中N元素目标值为0.078wt.%,浇注时选用直径为Φ55mm中间包水口,根据生产经验可知选用该水口浇注速度5.1-6t/min,此时K值取0.65。由以上条件可知为满足钢液最终氮含量要求,需加入1.95吨氮化合金。按上述计算,底吹氮气同时分三批加入氮化合金,氮化合金加入后,底吹氮气60min后,切换氩气软吹20min,测温1575℃,出钢。
步骤5:钢包吊运至浇注工位,浇注真空度50Pa,浇注温度1540℃,浇注时间19min,浇注结束后在冒口端加入发热剂和保温剂,在模内保温30小时后,用吊钳吊出钢锭,热送至水锻分厂。
实施例2制备的钢锭成分为:
C:0.03wt.%,Si:0.61wt.%,Mn:1.94wt.%,P:0.014wt.%,S:0.003wt.%,Cr:17.90wt.%,Ni:12.40wt.%,Mo:2.68wt.%,Cu:0.05wt.%,N:0.075wt.%。
对实施例2得到的钢锭水、冒口侧取气体样分析,其中锻件水口侧的H含量为1.3ppm,1.2ppm,N含量0.077wt.%,0.076wt.%;冒口侧H含量分别为1.4ppm,1.5ppm,N含量分别为0.078wt.%,0.077wt.%。
实施例2得到的钢锭在SEM扫描电镜下观察,晶粒度为4级。非金属夹杂物评级中,A类0级;B类0.5级;C类0.5级,D类0.5级;四类夹杂物的级别之和≤1.5级,高于标准要求,钢液纯净度较高。
实施例2得到的钢锭进行机械性能试验,力学性能试验要求按RCC-MM3321第4.3.2节规定执行。实验结果如表4。
表4实施例2得到的钢锭进行机械性能实验结果
由此看出,实施例2得到的钢锭机械性能均远优于技术标准文件的要求。
对实施例2得到的钢锭最终生产的锻件主管道冷段环路(2、3)进行超声检验,检测结论:本产品符合RCC-MM3321第6章要求验收标准,评定为合格。
对比列1
本对比例提供了一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法,冶炼锻件为冷段环路(2、3),冶炼流程如图4所示,具体细节如下:
步骤1:计算精炼出钢量
采用电渣锭锻制冷段环路(2、3)锻件需要电渣锭95t,重熔电极数量:6根×5组;浇注电极棒重3.6t,电极棒需切除冒口后制备重熔电极,电极重3.3t。浇注电极棒需钢水量3.6t×6×5=108t,因浇注下注电极棒,还需增加中注管,汤道和外引流钢水量6t,总计在精炼序出钢量为111t。
步骤2:由一台电炉提供粗炼钢液,合金成分在精炼序调整,电炉出钢量为61t。
步骤3:粗炼钢水兑入精炼炉后,共计分6批次加入21t铬铁合金,13.5t镍板,4.6t钼铁。调整后各元素含量如下:Cr:17.3wt.%,Ni:12.38wt.%,Mo:2.50wt.%,C:0.43wt.%。测定S含量0.004wt.%,温度1650℃,钢包转至VOD工位,进行VOD操作。
步骤4:钢包转至VOD工位后,下氧枪枪位1050mm,开始抽真空,真空度达到6000pa时,开始吹氧,氧气压力0.8MPa,底吹氩气流量310L/min。吹氧时间32min时,通过尾气分析仪显示,此时钢液中C≤0.014wt.%,停止吹氧,真空吹氧脱碳结束。
步骤5:钢包转至加热工位,测温取样,分析钢液中N含量是0.02wt.%,使用氮化锰合金调整氮含量,该合金中氮含量为7.5wt.%,钢锭中N元素目标值为0.075wt.%,最终加入1.82t氮化铬使钢锭中氮含量达到0.075wt.%。
步骤6:钢包吊运至下注工位,浇注30支3.6t电极棒。电极棒浇注完成后,保温4小时,从电极模脱出,送至水锻分厂退火冷却。
步骤7:对每支电极棒切割冒口制备重熔电极,并对每支电极进行成分分析,根据金属电极本身成分及电渣重熔过程中的烧损规律组合搭配使用。完成成分检验后送到焊接分厂进行电极焊接。完成焊接后电极转运至冷加工分厂,对电极表面进行加工去除表面锈蚀。
步骤8:电极完成准备后,对使用电渣炉结晶器及底水箱进行检查。后,开始重熔,在重熔期化渣时间为4小时,重熔期49小时,补缩期4小时,完成电渣锭的冶炼。
步骤9:模冷时间:9小时。脱模后立即热送退火,在钢锭扒皮加工时分别距冒口端50mm处、距水口端100mm处径向套取Ф20×120mm试棒做化学成分分析,包括气体含量。
对比例得到的95t电渣钢锭成分为:
C:0.03wt.%,Si:0.55wt.%,Mn:1.94wt.%,P:0.014wt.%,S:0.002wt.%,Cr:17.75wt.%,Ni:12.39wt.%,Mo:2.55wt.%,Cu:0.05wt.%,N:0.075wt.%。
对对比例得到的钢锭水、冒口侧取气体样分析,其中锻件水口侧的H含量分别为4.1ppm,3.8ppm,N含量分别为0.074wt.%,0.076wt.%;冒口侧H含量分别为4.2ppm,3.9ppm,N含量分别为0.079wt.%,0.078wt.%。
本对比例得到的钢锭在SEM扫描电镜下观察,晶粒度为3级;非金属夹杂物评级中,A类0级;B类1级;C类0.5级,D类1级;四类夹杂物的级别之和≤2.5级,符合标准要求。
对比例得到的钢锭最终生产的锻件冷段环路(1)进行超声检验,检测结论:本产品符合RCC-MM3321第6章要求验收标准,评定为合格。
将本发明冶炼方法与现有技术冶炼方法得到的钢锭最终生产的主管道,各部位H气体元素含量对比,对比结果如表5所示:
表5本发明冶炼方法与现有技术冶炼方法得到的钢锭最终生产的主管道的各部位H气体元素含量对比
以上结果可以看出,本发明冶炼得到的钢锭最终生产的主管道的化学成分中H含量显著低于现有技术冶炼方法。
将本发明实施例1~2与对比例得到的钢锭及最终生产的锻件,将机械性能进行对比,结果如表6所示:
表6本发明实施例1~2与对比例得到的钢锭及最终生产的锻件机械性能检验结果对照表
由上表可知,本发明的冶炼方法制备的钢锭在金相检验和机械性能试验结果优于现有技术电渣重熔方法。
采用本发明的工艺方法生产的主管道锻件,产品分析C含量均在0.02~0.03%,C偏析在可控范围。
针对氮≤0.08%主管道材料,本发明工艺方法可实现锻件氮含量稳定控制在0.07~0.08%的内控范围之内。
现在技术只是采用一台电炉冶炼,由于是采用氧化法冶炼,同时还需向熔池供氧,在电炉序加入合金,合金烧损量大;
与现有技术相比,本发明的冶炼方法制备的钢锭具有成分均匀、组织致密的优点,远优于技术标准的要求。
与现有技术对比,现有技术电渣准备时间长、重熔时间长、设备不可控风险大,且对渣沟需要清理;而本发明的双真空冶炼方法,组织生产简单、快捷、高效。
以上所述,仅为本发明较佳的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到的变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。
Claims (6)
1.一种核电机组主管道钢锭的冶炼方法,其特征在于,包括如下步骤:
步骤1:采用两台电炉冶炼粗炼钢液,第一电炉提供C≤0.05wt.%,P≤0.001wt.%的钢液,第二电炉提供铬、镍、钼合金钢液;
步骤2:第一电炉和第二电炉的粗炼钢液兑入精炼炉后,进行加热;元素调整至如下要求:Cr:17.00~18.20wt.%,Ni:11.50~12.50wt.%,Mo:2.25~2.75wt.%,C:0.25~0.40 wt.%;
步骤3:加热升温,当T=1640℃~1670℃时,钢包转至VOD工位,进行真空吹氧脱碳;
所述真空吹氧脱碳时,氧枪枪位700~1300mm,真空度6000~15000Pa,氧气压力0.5~1.0MPa,底吹氩气流量200~400L/min,吹氧时间25min~40min;当钢液中C≤0.015wt.%时停止吹氧;
步骤4:真空吹氧脱碳结束,钢包转至加热工位,利用底吹氮气和加入氮化合金调整氮元素含量;
所述步骤4中,调整氮元素含量,公式如下:
NM=K×(N0+5.3T×10-4+0.5N合×N含) 公式一
其中,NM-钢锭中目标氮元素质量百分含量,
N0-VOD结束时钢液中氮元素初始质量百分含量,
N合-调氮合金加入质量,
N含-含氮合金氮元素质量百分含量,
T-底吹氮气时间,单位是min,
K为常数,K取值受浇注速度影响,
当浇注速度V=4~5 t/min时,K值取0.64,
当浇注速度V=5.1~6 t/min时,K值取0.65,
当浇注速度V=6.1~7 t/min时,K值取0.66;
步骤5:当所有成分均达到内控要求后,钢包转至真空工位进行真空浇注;浇注温度为1520℃~1560℃,浇注真空度<100Pa,制得钢锭;
所述钢锭的成分以质量百分比计,包括C:0.02~0.03wt.%,Si:0.50~0.70wt.%,Mn:1.50~2.00wt.%,P≤0.015wt.%,S≤0.005wt.%,Cr:17.50~18.00wt.%,Ni:12.00~12.50wt.%,Mo:2.40~2.75wt.%,Cu≤0.06wt.%,N:0.070~0.080wt.%,B≤0.0018wt.%,Ta≤0.15wt.%,H≤4ppm。
2.根据权利要求1所述的核电机组主管道钢锭的冶炼方法,其特征在于,所述步骤1中,第一电炉和第二电炉提供的粗炼钢液量和合金加入质量按以下公式计算:
第二电炉各合金元素加入质量:
铬铁合金加入质量
MCr=MT×Cr规wt.%÷Cr含wt.%÷ECr; 公式二
其中,MT - 真空浇注钢液质量,
Cr规wt.% - Cr元素规格下限,
Cr含wt.% - 加入铬铁合金中Cr元素质量百分含量,
ECr - Cr元素在电炉收得率;
镍板合金加入质量
MNi=MT×Ni规wt.%÷Ni含wt.%÷ENi; 公式三
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Ni规wt.%- Ni元素规格下限,
Ni含wt.%-加入镍板中Ni元素质量百分含量,
ENi -Ni元素在电炉收得率;
钼铁合金加入质量
MMo=MT×MO规wt.%÷MO含wt.%÷EMo 公式四
其中,MT-真空浇注钢液质量,
Mo规wt.%- Mo元素规格下限,
Mo含wt.%-加入钼铁合金中Mo元素质量百分含量,
EMo - Mo元素在电炉收得率;
第二电炉总装入质量:
M合=Mcr+MNi+MMo 公式五
第一电炉出钢量M低=MT-MT×2%-M合 公式六
其中,M低 –第一电炉出钢量,
MT-真空浇注钢液质量,
MT×2% -在精炼序调整合金元素加入质量,
M合-第二电炉总装入钢液量。
3.根据权利要求1所述的核电机组主管道钢锭的冶炼方法,其特征在于,所述步骤2中,包括给电升温后加入脱氧材料和脱硫材料,脱氧材料为铝系脱氧材料,脱硫材料为石灰。
4.根据权利要求1所述的核电机组主管道钢锭的冶炼方法,其特征在于,所述步骤2中,还包括成分微调,下列元素调整至如下要求:Cr:17.00~17.50wt.%,Ni:11.50~12.30wt.%,Mo:2.25~2.65wt.%,C:0.25~0.32 wt.%。
5.根据权利要求1所述的核电机组主管道钢锭的冶炼方法,其特征在于,所述步骤3中,所述真空吹氧脱碳时,氧枪枪位700~1200mm,真空度6300~15000Pa,氧气压力0.7~1.0MPa,底吹氩气流量330~400L/min,吹氧时间27min~40min。
6.一种核电机组主管道钢锭,其特征在于,采用权利要求1-5任一项所述的冶炼方法得到。
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Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101691641A (zh) * | 2009-11-03 | 2010-04-07 | 烟台台海玛努尔核电设备有限公司 | Ap1000核电技术一回路主管道钢锭的冶炼工艺 |
CN102233417A (zh) * | 2011-07-07 | 2011-11-09 | 烟台台海玛努尔核电设备股份有限公司 | 百万千瓦级核电厂主管道的离心铸造工艺 |
CN109778077A (zh) * | 2017-11-10 | 2019-05-21 | 大连华锐重工集团股份有限公司 | 一种核主泵泵壳材料的冶炼方法 |
KR20190074352A (ko) * | 2017-12-20 | 2019-06-28 | 조선대학교산학협력단 | 초내열합금의 고온 용융염 부식 실험 방법 |
CN113061690A (zh) * | 2021-02-05 | 2021-07-02 | 河北宏润核装备科技股份有限公司 | 四代核电快堆一回路主管道裤型三通的制造方法 |
-
2021
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Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101691641A (zh) * | 2009-11-03 | 2010-04-07 | 烟台台海玛努尔核电设备有限公司 | Ap1000核电技术一回路主管道钢锭的冶炼工艺 |
CN102233417A (zh) * | 2011-07-07 | 2011-11-09 | 烟台台海玛努尔核电设备股份有限公司 | 百万千瓦级核电厂主管道的离心铸造工艺 |
CN109778077A (zh) * | 2017-11-10 | 2019-05-21 | 大连华锐重工集团股份有限公司 | 一种核主泵泵壳材料的冶炼方法 |
KR20190074352A (ko) * | 2017-12-20 | 2019-06-28 | 조선대학교산학협력단 | 초내열합금의 고온 용융염 부식 실험 방법 |
CN113061690A (zh) * | 2021-02-05 | 2021-07-02 | 河北宏润核装备科技股份有限公司 | 四代核电快堆一回路主管道裤型三通的制造方法 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
百万千瓦级核电站AP1000锻造主管道的制造工艺及质量控制;邓冬;熊冬庆;吕艳新;张发云;黄炳臣;;制造技术与机床(03);第66-68页 * |
第三代核电主管道的制造技术;王金飞;李殿杰;胡日荣;韩宝云;;钢管(04);第7-11页 * |
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