The research concentrates on improving the in-hole seismic probe, which has been developed in past five years, to be used in stiffness measurements of tunnel-face materials. The size of probe was reduced to be fit in 45-mm diameter holes (or BX) drilled by a jumbo-drill, which is used to drill holes to install explosives for tunneling. Also trigger system was improved by using a down-speeding motor for operating convenience and air packing system was replaced with a set of plate-springs to eliminate supply of compressed air. These modifications are to adjust the probe for the unfavourable environment inside of tunnels and to test without any further drilling cost. The probe and testing procedure were successfully adopted with horizontal holes drilled by a jumbo-drill at a tunnel-face to evaluate the stiffness of rock mass. The measured shear wave velocities can be used to estimate deformation properties of rock mass for tunnel analyses.
In this study, scaled model tests were performed to investigate the stability of twin tunnels with small clearance, where the pillar widths were 0.5D and 0.25D, respectively. The tunnels were supposed to be constructed in anisotropic weathered rocks with $30^{\circ}$ inclined bedding planes, and the model tests were conducted under the condition of lateral pressure ratio, 1. Six types of test models which had respectively different pillar widths and support conditions were experimented, where crack initiating pressures, maximum pressures, failure modes of pillar and deformation behaviors around tunnels were investigated. The models with wider pillar were cracked under higher pressure than the models with shallower pillar. The models with lining support were cracked under higher pressure and showed less tunnel convergence than the unsupported models. The models with both lining and pillar reinforcement were proved to be most stable among the tested models. In particular, as the model of 0.25D pillar width with only lining support showed shear failure of pillar according to the existing bedding planes, so both lining and pillar reinforcement were thought to be indispensable in that case of tunnel.
The purpose of this study is to capture the essentials in survey and evaluation scheme which are able to assess the hazard of a rock slope systematically. Statistical analysis are performed on slope instability parameters related to failure of the rock slope. As the slope instability parameters, twelve survey items are considered such as tension crack, surface deformation, deformation of retaining structures, volume of existing failures, angles between strike of discontinuity and strike of cut slope face, angles between dip of discontinuity and dip of cut slope face, discontinuity condition, cut slope angle, rainfall or ground water level, excavation condition, drainage condition, reinforcement. A total of 233 road cut slopes located in Gyeongnam were considered. The stability of the road cut slopes were evaluated by estimating the slope instability index(SII) and corresponding stability rank. 126 rock slopes were selected to analyze statistical relation between SII and slope instability parameters. The multiple regression analysis was applied to derive statistical models which are able to predict the SII and corresponding slope stability rank. Also, its applicability was explored to predict the slope failures using the variables of slope instability parameters. The results obtained in this study clearly show that the methodology given in this paper have strong capabilities to evaluate the failures of the road cut slope effectively.
The development of an excavation damaged zone, EDZ, due to the blasting impact and stress redistribution after excavation, can influence on the long tenn stability, economy, and safety of the underground excavation. In this study, the size and characteristics of an EDZ around an underground research tunnel, which was excavated by controlled blasting, in KAERI were investigated. The results were implemented into the modelling for evaluating the influence of an EDZ on hydro-mechanical behavior of the tunnel. From in situ tests at KURT, it was possible to determine that the size of EDZ was about l.5rn. Goodman jack tests and laboratory tests showed that the rock properties in the EDZ were changed about 50% compared to the rock properties before blasting. The size and property change in the EDZ were implemented to a hydro-mechanical coupling analysis. In the modeling, rock strengths and elastic modulus were assumed to be decreased 50% and. the hydraulic conductivity was increased 1 order. From the analysis, it was possible to see that the displacement was increased while the stress was decreased because of an EDZ. When an EDZ was considered in the model, the tunnel inflow was increased about 20% compared to the case without an EDZ.
In performing seismic analysis of tunnels, it is a common practice to ignore the rock joints and to assume that the rock mass surrounding the tunnel is continuous. The applicability of this assumption has not yet been validated in detail. This study performs a series of pseudo-static discrete element analyses to evaluate the effect of rock joint on the seismic response of tunnels. The parameters considered are joint intersection location, joint spacing, joint stiffness, joint dip, and interface stiffness. The results show that the joint stiffness has the most critical influence on the tunnel response. The tunnel response increases with the spacing, resulting in localized concentration of moment and shear stress. The response of the tunnel is the lowest for joints dipping at $45^{\circ}$. This is because large shear stresses result in rotation of the principal planes by $45^{\circ}$. In summary, the weathered and smooth, vertical or horizontal, and widely spaced joint set will significantly increase the tunnel response under seismic loading. The tunnel linings are shown to be most susceptible to damage due to induced shear stress, and therefore should be checked in the seismic design.
Stability and mechanical deformation behavior of rock masses are highly dependent on the mechanical characteristics of contained discontinuities. Therefore, mechanical characteristics of the discontinuities should be considered in the design of tunnel and underground structures. In this study, direct shear tests for rough granite joints were carried out under constant normal stiffness conditions. Effects of initial normal stress, shear velocity, and surface roughness on the characteristics of shear strength and deformation behaviors were examined. Results of shear testing under constant normal stiffness conditions reveal that shear behaviors could be classified into two categories, based on the amount of decrease in shear stress at the Int peak shear stress. With initial normal stiffness increasing, it turned out that shear displacement at peak stress and the first peak shear stress increased, however friction angle and friction coefficient showed decrease. In case of shear stiffness and average friction coefficient, it turned out that they are not dependent on the initial normal stress. Minor effects of shear velocity on rough joints were observed in several shear quantities. However, the effects of shear velocity were insignificant regardless of the normal stress increase. Change of shear strength and deformation characteristics on joint roughness were examined, however, it turned out that the variations were attributed to deviation of shear test specimens.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.3
no.3
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pp.15-29
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2001
For the pertinent use of NMT method, both characteristics of joints (JRC, JCS and ${\phi}_r$) and characteristics of rock mass (Q-Value) must be investigated carefully. The main objective of the study presented is to investigate how sensitive the predicted behaviour of an underground excavation is to various realistic assumptions about some input parameter for the jointed rock mass. Joint pattern in the tunnel is predicted by statistical approach (chi-square test). In this paper, sensitivity studies involving in joint characteristics were carried out. The parametric studies involving change in Barton-Bandis joint model have shown that JCS is relatively insensitive to JRC and ${\phi}_r$. An increase in JRC value may not, according to the Barton-Bandis model, necessarily lead to a decrease in displacement. The importance of dilation in predicting the behaviour of a rock mass around an excavation is emphasized from a comparison of the Barton-Bandis joint behaviour model with the Mohr-Coulomb model. The Barton-Bandis model predicted higher stress, which allow for the build-up of stress caused by dilatant behaviour.
KSCE Journal of Civil and Environmental Engineering Research
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v.26
no.6C
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pp.407-419
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2006
Situations where support is provided solely in shaft resistance of drilled shafts are where the base of the drilled hole cannot be cleaned so that it is uncertain that any end bearing support will be developed. Alternatively, where sound bed rock underlies low strength overburden material, it may be possible to achieve the required support in end bearing on the rock only, and assume that no support is developed in the overburden. However, where the drilled shaft is drilled some depth into sound rock, a combination of side wall resistance and end bearing can be assumed. Both theoretical and field studies of the performance of rock socketed drilled shafts show that the major portion of applied load is usually carried in side wall resistance. Normal stress at the rock-concrete interface is induced by two mechanisms. First, application of a compressive load on the top of the pile results in elastic dilation of the concrete, and second, shear displacement at the rough surface of the drilled hole results in mechanical dilation of the interface. If the stiffness of the material surrounding the socket with respect to normal displacement is constant, then the normal stress will increase with increasing applied load, and there will be a corresponding increase in the shear strength. In this study, the numerical analyses are carried out to investigate the behavioral characteristics of side of rock socketed drilled shafts. The cause of non-linear head load-settlement relationship and failure mechanism at side are also investigated properly and the design charts are suggested and verified for the leading to greater efficiency and reliability in the pile design.
Kim, Sung-Wook;Choi, Eun-Kyeong;Yang, Tae-Sun;Lee, Kyu-Hwan
Journal of the Korean Geotechnical Society
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v.27
no.10
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pp.35-43
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2011
The area to be studied is the place where the main line rail way will be constructed in accordance with the scheduled construction project of Yeongju dam, and is a fold and mylonite zone over several km that is formed by ductile-shearing effect. The ductile shear zone, which has been transformed by faulting for long geological time, shows a complicated geological structure. Due to the recrystallization of mineral caused by transformation in deep underground (>8km), a mylonite zone with lamellar structure has properties distinguished from other fault zones formed by transformation near earth surface <2km). To see the properties of mylonite, this study analyzed the transformation rate of sample rocks and the shape of constriction structure accompanied with transformation. While the transformation of fault zone shows a round oblate, the mylonite zone shows a prolate form. Transformation rate in fault zone was measured to be less than 1.2 compared to the state before transformation while the measured rate in mylonite zone was 2.5 at most. Setting the surface of discontinuity as the base, the unconfined compressive strength of slickenside can be categorized in sedimentary rocks, and a change of strength was observed after water soaking over certain time. Taking into account that the weathering resistance of the rock based on mineral and chemical organization is relatively higher, its engineering properties seems to result from the shattered crack structure by crushing effect. When undertaking tunnel construction in mylonite zone, there should be a special care for the expansion of shattered cracks or the fall of strength by influx of ground water.
Deformation behavior and stability of vertical pipeline subjected to underground excavation have been studied by means of numerical analysis. Vortical ground displacements cause the pipe to be compressed, while horizontal ones cause it to be bent. In that region the vertical pipeline meets with the induced compressive stress and bending stress. In addition horizontal rock stress subjected to underground excavation may press the tube in its radial direction and it finally produces the tangential stress of pipe. In this study active gas well system is considered as an example of vertical pipelines. Factor analysis has been conducted which has great influence on the pipeline behavior. Three case studies are investigated which have the different pillar widths and gas well locations in pillar. For example, where overburden depth is 237.5 m and thickness of coal seam is 2.5 m, chain pillar of 45.8 m width in the 3-entry longwall system is proved to maintain safely the outer casing of gas welt which is made of API-55 steel, 10$\frac{3}{4}$ in. diameter and 0.4 in. thickness. Finally an active gas well which was broken by longwall mining is analyzed, where the induced shear stress turn out to exceed the allowable stress of steel.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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