The influence of the plastic flow rules on the elasto-plastic behaviour of a discrete joint element was investigated by performing the numerical direct shear tests under both constant normal displacement and normal displacement conditions. The finite interface elements obeying Plesha’s joint constitutive law was used to allow the relative motion of the rock blocks on the joint surface. Realistic results were obtained in the tests adopting the non-associated flow rule, while the associated flow rule overestimated the joint dilation. To overcome the computational drawbacks coming from the non-symmetric element stiffness matrix in the conventional non-associated plasticity, the symmetric formulation of the tangential stiffness matrix for a non-associated joint element was proposed. The symmetric elasto-plastic matrix it derived by assuming an imaginary equivalent joint with associated flow rule which shows the same plastic response as that of original Joint with non-associated flow rule. The validity of the formulation was confirmed through the numerical direct shear tests under constant normal stress condition.
Quantification of roughness plays an important role in modeling strength deformability and fluid flow behaviors of rock joints. A procedure was suggested to simulate joint roughness, and characteristics of the roughness was investigated in this study. Stationary fractional Brownian profiles with known input values of the fractal parameter and other profile properties were generated based on random midpoint displacement method. Also, a procedure to simulate three dimensional roughness surface was suggested using the random midpoint displacement method. Selected statistical roughness parameters were calculated for the generated self-affine profiles to investigate the attribute of roughness. Obtained results show that statistical parameters applied in this study were able to consider correlation structure and amplitude of the profiles. However, effect of data density should be tackled to use statistical parameters for roughness quantification.
Dynamic fracture mechanism of rock is important to improve rapid excavation method and develop precise damage assesment of rock mass in the vicinity of an excavation. In order to investigate dynamic fracture characteristics and dynamic damage mechanism of brittle materials, this study employed pulse shape-controlled Split Hopkinson Pressure Bar (SHPB) system. The P- and S-wave velocities of the tested samples were measured before and after tests to examine damage of the samples. The decay ratios of the Ultrasonic wave velocities increased with impart velocities and the samples which have lower strength showed higher permanent strain significantly.
Rock fracture mechanics has been widely applied to blasting, hydraulic fracturing, rock slope and many other practical problems in rock engineering. But a measuring method for the fracture toughness of rock, one of the mort important parameters in fracture mechanics as an intrinsic property of rock, has not been yet well established. To obtain mode I rock fracture toughness, the more favorable disc-typed specimens such as CCNBD, SCB, chevron-notched SCB and BDT were used in this study. Rock fracture toughness under mixed-mode and mode II conditions was measured by using the STCA applied to the CCNBD specimen. Size effects such as specimen thickness, diameter and notch length on fracture toughness were investigated. From the mixed-mode results, fracture envelops were obtained by applying various regression curves. The mixed-mode results were also compared with three mixed-mode failure criteria. In each fracture toughness test, acoustic emission was measured to get the data for determining the load levels of different crack propagation patterns.
Rock masses include various rock discontinuities such as faults, joints, and bedding planes. These discontinuities appear as complex structures in geometry. In this study, growth patterns of fractures between two stepping shear fracture tips are numerically modeled using PFC2D (Particle Flow Code). The numerical model showed not only incipient growth of fractures at the tips of preexisting fractures but also subsequent growth of the new fractures. It is observed from all of the experiments that the incipient fractures are tensile cracks developed at $30{\sim}57^{\circ}$ to the preexisting fractures and the subsequent growth of these fractures were at low angles to the preexisting fractures this study.
Acoustic emission (AE) and Microseimsic (MS) activities are law-energy seismic events associated with a sudden inelastic deformation such as the sudden movement of existing fractures, the generation of new fractures or the propagation of fractures. These events rapidly increase before major failure and happen within a given rock volume and radiate detectable seismic waves. The main difference between AE and MS signals is that the seismic motion frequencies of AE signals are higher than those of MS signals. As the failure of geotechnical structures usually happens as a high velocity and small displacement, it is nat easy ta determine the precursor and initiation stress level of failure in displacement detection method. To overcame this problem, AE/MS techniques far detection of structure failure and damage have recently adapt in civil engineering. This study deal with the basic theory of AE/MS and state of arts in monitoring technique using AE/MS.
Rockfall monitoring systems generally used in the country are mainly based on the detection of tension of protection wire or tilting of protection post due to rock fall. However, rock fall protection net must be installed prior to the monitoring system and continual maintenance work after each rock fall event is required for a normal operation of these detection systems. To solve these problems, we suggested and implemented a non-contact rock fall detection system using multiple photo sensors and additional camera. After a laboratory experiment and field application, we can conclude that this system is effective and reliable for detecting, collecting and analyzing the rock fall information. In addition, lighten and difference operations on two captured images were able to yield rough estimation of size and direction of rock fall.
Lee, Jong Gun;Heo, In Young;Kang, Chang Kyu;Ryu, Ho Sang;Chang, Buhm Soo
Tunnel and Underground Space
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v.26
no.5
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pp.431-440
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2016
This study aims to suggest the detailed evaluation criteria based on performances for rock slopes. Using the previous research result, final evaluation items are proposed considering characteristics and similarities of each evaluation item. Weight for each evaluation item is deducted using AHP method, verification for suggested evaluation criteria is conducted based on correlation analysis. The research results as follows. All evaluation items have a high statistical correlation with final evaluation result(safety rating). Especially, items of the "rockfall", "ground deformation", "discontinuity characteristic", "instable lithology" were shown the highest in relative correlation coefficient(R), It is judged that items and weight presented in this study well reflect characteristics of rock slopes.
For a long-term mine development plan, the determination and design of mine tunnel size are very important because it is the basis of plans for equipment, transportation and operation. The ${\bigcirc}{\bigcirc}$ mine has had a difficulty in changing the mining plan due to the design of the tunnels with an emphasis on productivity improvement, and much effort was needed to maintain the mine tunnel. In this study, we designed the mine tunnel with optimized tunnel span considering the mechanical properties of rockmass and established the support plan. To do this, the estimation of the mechanical parameters(Swelling pressure, deformation coefficient and earth coefficient), field investigations and various analyses were carried out. As a result, it was necessary to consider the downsizing of the tunnel section in order to maintain the tunnel stability and dimension by using the roof bolt and analyzed that various functional constructions of the support material and method would be required to maintain the current tunnel size.
The ${\bigcirc}{\bigcirc}$ mine has irregularly developed stratum around the ore body. The purpose of this study is to array irregular stratum thickness systematically for effective roof bolting and to implement a supporting system corresponding to it. The number of 81 cases combined with stratum thicknesses was limited to 9 cases by robust design. For each case, the load height which can act as a roof load was determined by the characteristics of stratum and RMR. The load range due to the load height is calculated assuming block shaped and arch shape. The support load of the roof bolt was considered as the average load of the two methods. Numerical analysis results of the support design showed that the cable bolt was more effective for the roof supporting fully grouted than the anchoring type. As a result of the construction, it was possible to control the roof, but all of the roof was gradually sinking downward due to the deformation of the side wall of the mine tunnel.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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