In designing a gravity-type anchorage of earth-anchored suspension bridge, the contact friction between a blasted rock mass and the concrete anchorage plays a key role in the stability of the entire anchorage. Therefore, it is vital to understand the shear behavior of the interface between the blasted rock mass and concrete. In this study, a portable 3D LiDAR scanner was utilized to scan the blasted bottom surfaces, and rock surface roughness was quantitatively analyzed from the scanned profiles to apply to 3D FEM modelling. In addition, based on the 3D FEM model, a three-dimensional dynamic fracture process analysis (DFPA-3D) technique was applied to study on the shear behavior of the interface between blasted rock and concrete through direct shear tests, which was analyzed under constant normal load (CNL). The effects of normal stress and the joint roughness on shear failure behavior are also analyzed.
In structures excavated in rock mass, load progressively increases to a level and remains constant during the construction. Rocks display different elastic properties such as Ei and ʋ under different loading conditions and this requires to use the true values of elastic properties for the design of safe structures in rock. Also, rocks will undergo horizontal and vertical deformations depending on the amount of load applied. However, under constant loads, values of Ei and ʋ will vary in time and induce variations in the behavior of the rock mass. In some empirical equations in which deformation modulus of the rock mass is taken into consideration, elastic parameters of intact rock become functions in the equation. Hence, the use of time dependent elastic properties determined under constant loading will yield more reliable results than when only constant elastic properties are used. As well known, rock material will play an important role in the deformation mechanism since the discontinuities will be closed due to the load. In this study, Ei and ʋ values of intact rocks were investigated under different constant loads for certain rocks with high deformation capabilities. The results indicated significant time dependent variations in elastic properties under constant loading conditions. Ei value obtained from deformability test was found to be higher than the Ei value obtained from the constant loading test. This implies that when static values of elastic properties are used, the material is defined as more elastic than the rock material itself. In fact, Ei and ʋ values embedded in empirical equations are not static. Hence, this workattempts to emerge a new understanding in designing of safer structures in rock mass by numerical methods. The use of time-dependent values of Ei and ʋ under different constant loads will yield more accurate results in numerical modeling analysis.
The volumetric expansion ratio of rock mass on the subsidence occurrence area can explain why the depth of the surface subsidence is lower than the height of an opening; it is because the empty space of the gangway is filled with the broken rock. But, until now, when the surface subsidence mechanism is studied without consideration of the volumetric expansion ratio, it is usually overlooked that the amount of subsidence occurrence can be overestimated. Therefore, in this study, the authors researched the subsidence occurrence mechanism with a new theoretical approaching method. The volumetric expansion ratio obtained from this method has been applied to the numerical simulations. The authors adopted the UDEC(Universal Distinct Element Code) for their discontinuum numerical analysis, because this program has an advantage for analyzing the behavior of rock discontinuities.
Kim, Ho-Jong;Kim, Kang-Hyun;Kim, Hong-Moon;Shin, Jong-Ho
Geomechanics and Engineering
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v.15
no.3
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pp.841-849
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2018
The purpose of a rock bolt is to improve the mechanical performance of a jointed-rock mass. The performance of a rock bolt is generally evaluated by conducting a field pullout test, as the analytical or numerical evaluation of the rock bolt behavior still remains difficult. In this study, wide range of field test was performed to investigate the pullout resistance of rock bolts considering influencing factors such as the rock type, water bearing conditions, rock bolt type and length. The test results showed that the fully grouted rock bolt (FGR) in water-bearing rocks can be inadequate to provide the required pullout resistance, meanwhile the inflated steel tube rock bolt (ISR) satisfied required pullout resistance, even immediately after installation in water-bearing conditions. The ISR was particularly effective when the water inflow into a drill hole is greater than 1.0 l/min. The effect of the rock bolt failure on the tunnel stability was investigated through numerical analysis. The results show that the contribution of the rock bolt to the overall stability of the tunnel was not significant. However, it is found that the rock bolt can effectively reinforce the jointed-rock mass and reduce the possibility of local collapses of rocks, thus the importance of the rock bolt should not be overlooked, regardless of the overall stability.
Proceedings of the Korean Geotechical Society Conference
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2010.09a
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pp.1358-1365
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2010
A case study deals with Squeezing behavior under tunneling. Squeezing stands for large time-dependent convergence during tunnel excavation. Squeezing can occur in both rock and soil as long as the particular combination of induced stresses and material properties pushes some zone around the tunnel beyond the limiting shear stress at which creep starts. Under squeezing rock conditions, If the support installation is delayed the rock mass moves into the tunnel and a stress redistribution takes place around it. On the contrary, if deformation is restrained, squeezing will lead to long-term load build-up of rock support. This paper shows analysis case mutually with monitoring and numerical analysis result of squeezing behavior of Pinglin tunnel in Taiwan.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.15
no.3
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pp.333-344
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2013
This paper discussed about the effect of permeability reduction of the jointed rock mass in the vicinity of a tunnel which is one of the reasons making large difference between the estimated ground-water inflow rate and the measured value. Current practice assumes that the jointed rock mass around a tunnel is a homogeneous, isotropic porous medium with constant permeability. However, in actual condition the permeability of a jointed rock mass varies with the change of effective stress condition around a tunnel, and in turn effective stress condition is affected by the ground water flow in the jointed rock mass around the tunnel. In short time after tunnel excavation, large increase of effective tangential stress around a tunnel due to stress concentration and pore-water pressure drop, and consequently large joint closure followed by significant permeability reduction of jointed rock mass in the vicinity of a tunnel takes place. A significant pore-water pressure drop takes place across this ring zone in the vicinity of a tunnel, and the actual pore-water pressure distribution around a tunnel shows large difference from the value estimated by an analytical solution assuming the jointed rock mass around the tunnel as a homogeneous, isotropic medium. This paper presents the analytical solution estimating pore-water pressure distribution and ground-water inflow rate into a tunnel based on the concept of hydro-mechanically coupled behavior of a jointed rock mass and the solution is verified by numerical analysis.
As large underground projects such as radioactive waste disposal, hot water and heat storage, and geothermal energy become influential, the study, which consider all aspects of thermics, hydraulics and mechanics would be needed. Thermo-Hydro-Mechanical coupling analysis is one of the most complex numerical technique because it should be implemented with the combined three governing equations to analyze the behavior of rock mass. In this study, finite element code, which is based on Biot's consolidation theory, was developed to analyze the thermo-hydro-mechanical coupling in continuum rock mass. To verify the implemented program, one-dimensional consolidation model under the isothermal and non-isothermal conditions was analyzed and was compared with the analytic solution. The parametric study on two-dimensional consolidation was also performed and the effects of several factors such as poisson's ratio and hydraulic anisotropy on rock mass behavior were investigated. In the future, this program would be revised to be used for analysis of general discontinuous media with incorporating discrete joint model.
In situ rock mass is generally heterogeneous and discontinuous, with varying degrees of strength along the planes of weakness. The planes of weakness such as joints, faults, cracks and bedding planes, control the strength and deformation characteristics of the rock mass. Subsequently, the stability of underground opening depends upon the spatial distribution of discontinuities and their mechanical properties in relation with geometrical shape of openins as well as the mechanical properties of intact rock materials. Understanding the behaviour of a discontinuous rock mass remains a key issue for improving excavation design in hiかy stressed environments. Although recent advances in rock mechanics have provided guidelines for the design of underground opening in isotropic rock mass, prediction and control of deformation in discontinuous rock masses are still unclear. In this study, parametric study was performed to investigate the plastic zone size, stress distribution and deformation behavior around underground opening in a discontinuous rock mass using a continuum joint model. The solutions were obtained by an elasto-plastic finite difference analysis, employing the Mohr-Coulomb failure criteria. Non-associated flow rule and perfectly plastic material behavior are also assumed.
The jointed rock mass behavior often plays a major role in the design of underground excavation, and their failures during excavation and in operation, are usually closely related to joints. This research attempts to evaluate the effects of two basic geometric factors influencing tunnel behavior in a jointed rock mass; joints spacing and joints orientation. A hybridized indirect boundary element code known as TFSDDM (Two-dimensional Fictitious Stress Displacement Discontinuity Method) is used to study the stress distribution around the tunnels excavated in jointed rock masses. This numerical analysis revealed that both the dip angle and spacing of joints have important influences on stress distribution on tunnel walls. For example the tensile and compressive tangential stresses at the boundary of the circular tunnel increase by reduction in the joint spacing, and by increase the dip joint angle the tensile stress in the tunnel roof decreases.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.8
no.2
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pp.115-128
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2006
The structural anisotropy and heterogeneity of rock mass, caused by discontinuities and weak zones, have a great influence on the deformation behavior of a tunnel. A tunnel construction in these complex ground conditions is very difficult. No matter how excellent a geological investigation is, local uncertainties of rock mass conditions still remain. Under these uncertain circumstances, an accurate forecast of the ground conditions ahead of the advancing tunnel face is indispensable to a safe and economic tunnel construction. This paper presents the effect of anisotropy and heterogeneity of the rock masses to be excavated by numerical analysis. The influences of distance from weak zone, the size or dimension, the different stiffness and the orientation of weak zones are analysed by 3-D finite element analysis. By analysing these numerical results, the tunnel behavior due to excavation can be well understood and the prediction of rock mass condition ahead of the tunnel face can be possible.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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