3207回风顺槽规程内容Word格式.docx

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但老顶为细中粒砂岩,一般厚5~10m,属坚硬的单层结构岩组,比较稳定。

直接底板为泥岩、砂质泥岩,一般厚4.4m,结构稳定性较差,吸水后,可能会出现底鼓现象。

据本矿地质报告提供资料,3号煤层顶板平均抗压强度为:

泥岩32.95~34.98MPa、粉砂岩42.22~61.29Mpa;

底板平均抗压强度为:

泥岩34.68~44.82MPa、砂质泥岩38.74MPa。

三、巷道布置:

1、巷道位置与施工顺序:

(1)为了掘进期间的运煤方便,3207回风顺槽开口掘进时,应先从2#皮带巷沿煤层底板开口,向南掘进32m,与轨道下山贯通,准备做立交桥。

(2)做完立交桥后,再向南沿底掘进,在2#轨道下山下面穿过,进入本巷道的正常段。

(3)在2#轨道下山正常段掘进15m后,向上山方向掘进30m回风联络巷与2#回风下山沟通,形成本工作面的回风系统。

(4)运料系统形成后,再进行主体工程的掘进施工。

(5)设计巷道真方位角为1830,沿煤层底板掘进。

附:

巷道平面布置图。

2、巷道断面及工程量:

考虑通风能力及下放综采设备的需要,各巷道工程量、断面形状穿过层位及断面积见下表:

巷道名称

巷道长度:

m

巷道净高:

巷道净宽:

净断面积:

所在层位

北回风段

40

2.50

3.00

7.50

由沿顶到沿底

南过渡段

32

材料绕道

30

9.00

由沿底到沿顶

回风顺槽

410

4.00

12.00

沿煤层底板

3、各段巷道断面图:

(1)北回风段巷道支护及断面图:

(2)南过渡段巷道支护及断面图:

(3)材料绕道巷道支护及断面图:

(4)回风顺槽正常段巷道支护及断面图:

3、巷道施工方式:

采用一次成巷,综合机械化掘进机截割落煤,锚、网、索、钢筋梯联合支护方式。

四、支护形式:

1、永久支护:

本工程各段巷道采用锚杆、锚索、钢筋梯、金属网联合支护方式。

锚杆排距均为0.9米,锚杆间距按巷道布置图的数据执行,顶板锚杆长度为2.4米,两帮锚杆长度为2.0米,锚杆规格为金属螺纹等强锚杆。

锚索间距沿按巷道布置图的数据执行,排距均为1.80m,即:

在隔一排锚杆的空档内打一排锚杆,煤层底板的巷道锚索长度不低于10m,沿煤层顶板的巷道锚索长度不低于8m,过渡段巷道锚索长度不低于8~10m,锚索规格为¢15.7㎜钢性等强锚索。

支护方式按巷道断面及支护形方式图中的要求内容执行。

2.永久支护质量要求:

(1)锚杆要垂直于顶板和两帮,锚固长度均不低于1000㎜,间排距误差不超过设计的±

50㎜;

拧紧螺帽后,锚杆外露长度30~50㎜。

锚网搭接要严密无缝,搭茬宽度不低于100㎜。

(2)网采用50×

50㎜金属网,金属网搭接要严密无缝,搭茬宽度不低于100㎜;

网要紧贴顶板和两帮,超宽超高处要用木板或煤(矸)充填严实。

(3)锚索采用直径15.7㎜、长度10m的钢性锚索,锚固长度不低于1600㎜;

外露长度300㎜(±

50㎜),锚盘采用300×

300㎜、厚度不低于10㎜钢板。

(4)设计巷道净高执行图中标定内容,不超出设计的+100mm,不低于设计规定。

(5设计巷道净宽执行图中标定内容,不超出设计的±

100mm。

3、巷道支护技术参数:

(1)锚杆:

左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆。

锚杆排距:

900mm,锚杆间距:

700~800mm。

帮锚杆长度:

2000mm,顶锚杆长度:

2400mm。

锚杆直径:

20mm

锚杆托板:

使用板型钢加工的蝶形托板,规格120×

120×

10mm3。

锚杆角度:

要求与巷道面垂直。

锚杆锚固力:

正常情况下不小于80KN/根。

树脂锚固剂:

K23/350、Z23/350。

钢筋托梁:

12mm的圆钢焊制,宽度为70mm

锚杆扭矩:

顶锚杆螺母预紧力矩不得低于150N·

M,帮锚杆螺母预紧力矩不得低于100N·

M。

金属网:

10#铁丝编制的菱形网,幅宽1000mm,长度根据实际需要裁截。

4、锚杆支护强度规定:

1)、支护顶板采用的长度为2400㎜、Φ20mm的螺纹钢等强锚杆,设计锚固力在煤层中不小于80KN,在岩石中不得小于90KN;

帮锚杆采用长度为2000㎜、Φ20mm的螺纹钢等强锚杆,设计锚固力在煤层中不小于60KN,在岩石中不得小于80KN。

2)、现采用锚索规格为Φ15.7mm的锚索,承载力应达到200KN以上,张拉预紧力应不小于120KN。

3)、锚杆(索)的孔位、孔深、孔径必须与锚杆(索)的直径、

钢梯子、梁孔径相匹配。

(1)锚杆孔径与锚杆杆体直径之差宜在6~10mm的范围内。

(2)锚杆孔深度比锚杆长度短50~100mm。

(3)孔位差距不得大于间排距规定±

50mm。

4)、必须采用符合设计标准的锚杆支护材料。

锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢筋梯等,性能、强度、结构必须与设计锚固力相匹配。

5、锚杆支护施工要求:

1)、锚杆支护作业必须严格按掘进工作面作业规程进行施工。

2)、锚杆支护应尽量采用机械化掘进,以减少对围岩工程的破坏,保证巷道成形质量。

炮掘时周边眼布置要在设计断面的轮廓线内预留300~500mm距离,由人工刷大,保证巷道成形。

3)、如因不可抗拒的原因造成施工断面的超宽、超高,大于300mm时须采取补打锚杆(索)或支撑式支护加固,并保证网和钢筋梯紧贴顶和帮。

4)、对顶锚杆应采用锚杆机快速安装,安装时必须边旋转边将锚杆推进到孔底,严禁先推进后再转动,帮锚杆同样采用快速安装工艺,保证锚杆安装质量。

5)、安装锚杆时,顶锚杆螺母预紧力矩不得低于150N·

6)、锚杆安装前,应检查树脂锚固剂的性状,严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。

7)、搅拌锚固剂时必须严格掌握搅拌时间和等待时间。

搅拌时间为30~45S,等待时间为90~180S。

8)、打锚杆孔要求与顶板岩层层面垂直,锚杆(索)与顶板或巷道轮廓线夹角最大偏差不得大于设计值±

9)、锚杆外露长度应在20~30mm范围内,锚索外露长度须在250~350mm范围内。

10)、锚杆支护巷道,锚杆(索)必须紧跟迎头,锚索滞后迎头不得大于5m(顶板遇地质条件变化时必须紧跟迎头),最大空顶距不超过1.20米。

11)、施工过程中发现失效和不合格锚杆(索)或超挖空顶达到300mm以上时必须及时补打锚杆(索)。

12)、为保证工程质量持久达到要求,及时消除隐患,安全技术科应安排专人对锚杆的支护质量按要求进行日常观测、监测。

6、锚杆支护质量的检测:

1)、锚杆支护质量检测由安全技术科负责,技术科应加强施工质量的管理,严格检查验收、责任落实到人,切实把锚杆支护质量纳入有效的管理和监控之中。

2)、锚杆(索)安装质量检测,首先由跟班安全员在当班组织班组长负责对每根锚杆(索)检查验收,并做好记录,保存归档。

内容包括:

(1)锚杆间排距不得大于设计的±

50mm.

(2)锚杆角度不得大于设计值±

(3)锚杆外露长度30~50mm

(4)锚索间排距不得大于规定值±

100mm

(5)锚索角度偏差不得大于设计值±

(6)锚索外露长度250~350mm

(7)锚杆螺母扭矩:

顶锚大于150N·

M,帮锚100N·

M

(8)锚索预紧力大于120KN以上。

3)、安全技术科要组织专人对锚杆巷道锚杆作拉拔力抽样检测:

巷道每隔30~50m或施工200~300根锚杆抽样检查一组,每组随机抽样3根(顶板一根,两帮各一根)进行检查,被检查3根锚杆均要达到设计要求,只要其中有一根不合格,就再抽样一组(3根)进行试验,如仍不合格,要组织有关人员分析原因并及时采取措施,进行处理。

拉拔力检测:

(1)顶部拉拔力达到80KN以上。

(2)帮部拉拔力达到50KN以上。

(3)锚索拉拔力达到180KN以上。

7、顶板离层仪的安装及日常监测:

日常监测主要监测顶板变形,要充分采用简单、易读并具有直观视觉显示功能的顶板离层指示仪,以便下井所有人员都能随时了解顶板的活动情况。

顶板离层仪最大安装间隔为:

1)、该巷道每50米安装一组顶板离层指示仪。

2)、断层及围岩破碎带、顶板淋水,应力集中区、交岔点及硐室等特

殊条件下的巷道范围内必须安设顶板离层指示仪。

3)、顶板离层指示仪均应安设在巷道的中部,交岔点处的顶板指示仪则应安装在交岔点的中心位置。

4)、顶板离层指示仪下部测点应与顶锚杆上端处在同一高度处,上部测点应处在锚杆上方稳定岩层内300~500mm处。

5)、掘进巷道必须进行顶板离层监测,并用记录牌板显示。

6)、安全技术科要指定专人每班对距工作面100米内的顶板离层仪进行测读和记录,距工作面100米以外的顶板离层仪每周不少于1次进行测读和记录。

7)、安全技术科负责人对当天汇总的监测数据要及时处理分析,发现异常时,需将异常现象以及原因、危害和对策建议向矿生产技术科、调度室及总工程师汇报,由总工程师主持会议分析,根据分析结果提出措施和对策,组织落实。

8、临时支护:

掘进工作面与永久支护之间必须采用金属前探梁进行临时支护,必要时可以配合前探刹杆或戴帽点柱来管理顶板,金属前探梁采用2根直径不小于76mm,长度不小于3米的钢管,均匀布置并垂直于工作面,用不少于2付前探梁卡固定在永久支护上。

前探梁卡与前探梁必须保证完好。

开口地段由于条件限制,使用金属前探梁支护不方便时,采用在工作面开门点最后一棚梁上穿插前探刹杆管理顶板,前探刹杆采用架棚所用木背板或圆柱,数量以控制顶板不冒落为限。

在顶板压力大,不易管理时,可配合使用直径≥140mm,长度适宜的戴帽点柱来管理顶板。

9、临时支护与永久支护的关系:

永久支护到工作面的最大控顶距为1.20m,掘进要及时进行临时支护,管理好顶板。

10、掘进工作面前探梁强度计算:

⑴顶压计算:

P=K/f×

a2×

r

P-顶压,KN/m

f-冒落拱范围内顶板岩石坚固系数,f值取3

K-顶压系数,中硬岩取K=4/3

a-巷道跨度之半,a=2.0米。

r-冒落拱范围内顶板岩容重,取r=20KN/m3(煤与岩石平均值)

p=4/3/3×

2.02×

20=35.60kN/m

⑵根据本作业地点的顶板压力情况,本掘进工作面使用2根前探梁,(前探梁长为3米的中空钢管,外径为76mm,内径为66mm)则每根前探梁所承受的载荷为P/2,即17.8KN/m,掘进工作面的最大控顶距为1.2米,这样,每根前探梁上的线载荷为:

q=21.4KN.

⑶前探梁的力学模式可简化为一悬臂梁,可计算出前探梁的最大弯距

为:

M=q/2×

X=21.4/2×

1.2=12.8KN·

m,前探梁所承受的最大应力为Ф=M/W,W为前探梁的抗弯模量,经计算W=25.8×

10-6m3.则:

Ф=3.0/(25.8×

10-6)=116.3MPa

钢管的容许应为力[Ф]=180Mpa,大于116.3MPa,所以前探梁的强度满足要求。

五、掘进方式:

巷道开口点及外段的零星工程掘进时,采用爆破掘进,回风巷正常段采用综合机械化掘进。

1、炮掘:

3207回风顺槽巷道开口点及外段的零星工程爆破法掘进时,采用全断面一次爆破的方式,采用1、3、5段毫秒延期电雷管分段起爆,起爆顺序为1、掏槽眼,2、辅助眼,3、周边眼及底眼。

⑴打眼采用1.2KW手持式湿式煤电钻,2米长湿式麻花钻杆,合金钻头,配备煤电钻综合保护一台。

⑵放炮器材:

采用矿用乳化炸药,毫秒延期电雷管,MBF-200型电容式起爆器。

⑶打眼方法:

根据巷道中线及炮眼布置图,用尖镐找好眼位,然后用煤电钻进行打眼,打眼必须采用湿式打眼。

⑷装药、联线和爆破:

按爆破说明书的规定装药、联线和爆破。

⑸装运煤方式:

人工攉煤,配合刮板机运输出煤。

⑹施工顺序:

打眼→装药→洒水→爆破→洒水→临时支护→运料及出煤→永久支护→延长煤溜。

⑺循环进度:

1.80m。

正常开口段炮眼布置图和爆破图表:

其它非标准断面的炮眼布置图及爆破图表,根据设计巷道轮廓尺寸,参考本图表炮眼布置的最大、最小抵抗线和装药量适当安排。

2、机掘:

⑴掘进方式:

采用S100型掘进机割煤、装煤,配套桥式胶带转载机转载,后配套

D煤溜或SSJ800/40×

2可伸缩胶带输送机运煤。

⑵工艺流程图:

割煤

装煤

运煤

支护;

⑶施工顺序:

支护(临时支护__永久支护)清理浮煤

整理巷道;

S100型掘进机割煤、出煤的同时,其他人员可向工作面运送支护材料。

工作面出完煤后,先进行临时支护,在支护下,对巷道进行整理,保证施工场所文明整洁。

⑷进刀方式:

掘进机从工作面中部直接进刀,即掘进机向前移动的同时,截割部从巷道中部的中间钻入煤壁。

⑸截割顺序:

先沿中部水平切割,然后向上割400—500mm,再水平切割,如此往复进行环形切割,按巷道规格切割成形。

截割轨迹图:

⑹装运煤方式:

由掘进机铲板把截落的煤集中后,装到运输机构中。

装煤时,要推进铲板,由蟹爪由外向里耙装底板上的浮煤,保证巷道平整硬实。

掘进机技术特征图表:

S100掘进机技术特征表

型号

S100

截割范围

高2.3—4.5M

宽2.5—5.1M

爬坡能力

±

15°

行走速度

8m/min

功率

45/100KW

电压

660V

油压

20.6MPa

外形尺寸

8.3×

2.8×

1.8M

转载能力

3m3/min

截割速度

23/46rPm

六、供电系统及设备:

1、供电系统:

从采区变电所,供到移动变电站各台设备。

另外,再引2趟专用低压到局部通风机,并实现风电闭锁,自动切换功能。

附供电系统图:

 

2、设备布置图:

七、运输系统:

1、掘进出煤系统:

工作面→2#皮带下山皮带机→1#强力皮带机→+835m水平主皮带道→井底煤仓。

2、运料系统:

工作面所用材料、设备运输路线:

副井底西运输大巷→1#轨道下山→2#轨道下山中上段→本工作面运料联络巷→工作面。

附运输系统图:

八、一通三防:

1、通风系统:

⑴通风方法:

采用压入式局部通风机供风,局部通风机和启动装置安装在2#轨道下山与本掘进工作面开口点以上不小于10米处,通风机放在设备架或吊起在棚梁上。

局部通风机把新鲜风流经风筒压入工作面。

工作面回风从工作面路线如下:

工作面→南过渡段→北回风段→2#总回风下山→总回风巷→回风立井→地面排出。

附通风系统图:

⑵风量计算及局部通风机选型:

①按工作面瓦斯涌出计算:

Q=100q.k

式中:

Q--掘进工作面所需风量,单位m3/min;

q--掘进工作面的最大瓦斯绝对涌出量取q=1.5m3/min

k--该工作面的瓦斯涌出不均衡系数,取k=1.5

因此:

Q=100×

K=100×

1.5×

1.5=225m3/min

②工作面开口时,要采用爆破掘进,应计算爆破所需风量。

按一次爆破炸药消耗量计算:

Q=25×

A

Q-掘进工作面实际所需风量,单位:

m3/min

A-掘进工作面一次爆破的最大用药量:

A=kg

25-每公斤炸药需供给的风量,单位:

因此Q=25×

9.30=233m3/min

③按工作面同时工作最多人数进行计算:

Q=4N式中:

N-掘进工作面同时工作的最多人数,取N=12人

Q=4N=4×

12=48m3/min

④按最低风速进行验算:

Q≥0.25×

60×

s

S-掘进巷道净断面积,S=10.0m2

10.0=150m3/min

⑤按最高风速进行验算:

Q≤4×

S=4×

10.0=2400m3/min

根据以上计算,掘进工作面所需供风量应不小于225m3/min,因此选用FBDNO5/22×

2对旋风机2台,一备一用,供工作面通风,即可满足要求,风筒直径为600mm。

2、通风设施、设备管理:

⑴局部通风机实行三专(专用变压器、专用开关、专用电缆)、两闭锁(风电闭锁、瓦斯电闭锁)装置,当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时,能立即切断局部通风机供风巷道中的一切非本质安全型电源。

⑵局部通风机必须设专人负责,实行挂牌管理,局部通风机必须24小时连续运转,局部通风机管理人员应现场交接班。

⑶风筒必须采用抗静电、阻燃风筒,悬挂采用10#铁丝,风筒接口要反压边,严密不漏风,逢环必挂,保证平直,不准随便拆开、损坏风筒。

风筒出口到工作面掘进头距离不得大于5m。

⑷行人、下料时,要随手关闭所有通风系统中的风门,严禁同时打开两道风门或长时间打开一道风门,风门前后5m不许堆放物料,发现风门或风筒损坏,立即向通风科汇报,通风科要及时安排人员处理。

3、瓦斯及其它有毒有害气体监测监控系统:

⑴瓦斯监测监控仪表布置方式。

附监测监控系统布置图。

在距工作面迎头不大于5m处回风侧安设一台甲烷传感器T1,另一台T2甲烷传感器安设在巷道入口里10~15m处。

具体报警浓度、断电浓度、复电浓度、复电浓度如下:

瓦斯报警浓度:

T1处≥1%;

T2处≥1%;

瓦斯断电浓度:

T1处≥1.5%;

T2处≥1%;

瓦斯复电浓度:

T1处<1%;

T2处<1%;

断电范围:

T1、T2—掘进巷道内全非本质安全型电器设备。

⑵便携式瓦检仪的配备:

①、矿、科、队长、跟班队干、班组长、安全员、流动电钳工,必须按规定佩带便携式瓦斯报警仪,并会正确使用。

瓦检仪均能自动测量瓦斯,实行自动报警。

②、掘进机掘进时,掘进机上必须配备便携式瓦斯检测仪,并能实现瓦斯超限时的自动报警。

⑶瓦斯监测监控管理:

①、掘进工作面里端的甲烷传感器距工作面的距离始终不大于5m,并设在回风侧,瓦检员负责传感器、线缆及传感器管理牌板的移动。

②、甲烷传感器应垂直悬挂在风筒的对帮,距巷道顶板距离300mm,距巷道侧帮距离200mm,并设置传感器管理牌板,使其始终与传感器保持2米的平行距离,并在巷帮1.6米高的地方固定。

③、冲洗巷道时,应避开监测监控系统装置的安设部位,不得直接用水冲刷传感器。

④、要管理好所使用的监测监控设备,确保设备台台完好,运行正常,电缆悬挂上钩,保持平直,杜绝失爆现象。

⑤、放炮时,必须把工作面的甲烷传感器移到安全地点或进行防护保护,以防放炮崩坏,放炮后,按规定悬挂。

⑥、通风科负责校验甲烷传感器,必须每隔10天使用标准气样按产品使用说明书的要求对甲烷传感器进行一次校对,确保各项指标符合规定,数据显示灵敏可靠。

⑦、传感器出现故障时,通风科必须及时更换或维修。

⑧、瓦斯检查员必须每班认真对管辖范围内传感器的数据进行记录;

⑨、每10天由通风科和机电科人员做一次断电试验,并做好记录。

⑩、当传感器或主机出现故障时,其他人员绝对不允许私自拆掉断电控制线,由通风科专业维修人员及时对故障进行处理。

⑷一氧化碳传感器的布置与监测:

在工作面回风流与进风流入口点10~15m处的回风流内设置一组一氧化碳传感器,当巷道回风流一氧化碳的浓度达到或超过24ppm时,要立即停止工作,撤出人员,报矿总工程师或通风矿长处理。

4、防治瓦斯及其它有害气体措施:

⑴、作业地点必须配备专职瓦斯检查员进行瓦斯检查,每班至少检查三次,并且把每次检查结果认真填写与汇报。

瓦检员必须对下列地点进行瓦斯检查;

局部通风机进风流、工作面风流、工作面回风流及局部宽帮高冒顶处。

⑵、对工作面作业地点20米范围内的宽帮高冒顶处,在作业前由瓦斯员进行认真检查,若瓦斯超限,及时汇报矿监控室,通知有关部门及时处理,确认瓦斯及其它有害气体不超限时,方可进行作业。

宽帮处要用金属网护好,用煤充填严实,并用水全部喷湿,高冒顶处要用木背板充填严实,穿好顶。

⑶、工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。

⑷、工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止用煤电钻打眼;

爆破地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时,严禁放炮。

工作面及其他作业地点风流中瓦斯达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理;

电动机及其开关地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。

工作面内体积大于0.5m3的空间,局部积聚瓦斯浓度达到2%时,附近20米范围内必须停止工作,撤出人员,

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