Jian Zhou;Yunliang Cui;Xinan Yang;Mingjie Ma;Luheng Li
Geomechanics and Engineering
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제36권6호
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pp.575-587
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2024
The contact pressure between the surrounding rock and the support is an important indicator of the surrounding rock pressure. There has been a bottleneck in the prediction of contact loads between surrounding rock and primary support in deep-buried mountain tunnels. The main reason is that a reliable method wasn't existed to quantify the contact loads. This study had been taken into account the flexible support role of the primary support, and the fitting curve of surrounding rock deformation for dynamic tunnel construction was proposed. New formulas for the calculation of contact loads between surrounding rock and primary support were obtained by inversion. Comparative analysis of the calculation results with numerical simulation verified the reliability of the calculation method in this study. It can be seen from the analyses that the contact load between surrounding rock and primary support increases, remains unchanged and decreases during acceleration, uniform velocity and deceleration, respectively, and the deformation of the surrounding rock in the acceleration and deceleration stages cannot completely converted into contact loads. The contact loads between surrounding rock and primary support of medium-strength and weak surrounding rock tunnels are generally within 150 kPa and 1 MPa, respectively. For tunnels with weak surrounding rock, advanced support can be installed to reduce the unique release coefficient λ0 and the value of the constant D, with the purpose of reducing the contact loads between surrounding rock and primary support. Changes in support parameters have a small effect on the contact loads between surrounding rock and primary support, but increase or decrease the safety factor, resulting in a waste of resources or a situation that threatens the safety of the support. The results of this research provide guidance for the prediction of contact loads between surrounding rock and primary support for dynamic tunnel construction.
Chen, Jie;Du, Chao;Jiang, Deyi;Fan, Jinyang;He, Yi
Geomechanics and Engineering
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제10권3호
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pp.325-334
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2016
Rock salt is a near-perfect material for gas storage repositories due to its excellent ductility and low permeability. Gas storage in rock salt layers during gas injection and gas production causes the stress redistribution surrounding the cavity. The triaxial cyclic loading and unloading tests for rock salt were performed in this paper. The elastic-plastic deformation behaviour of rock salt under cyclic loading was observed. Rock salt experienced strain hardening during the initial loading, and the irreversible deformation was large under low stress station, meanwhile the residual stress became larger along with the increase of deviatoric stress. Confining pressure had a significant effect on the unloading modulus for the variation of mechanical parameters. Based on the theory of elastic-plastic damage mechanics, the evolution of damage during cyclic loading and unloading under various confining pressure was described.
By conducting uniaxial loading cycle tests on the coal rock with outburst proneness, the dilatation characteristics at different loading rates were investigated. Under uniaxial loading and unloading, the lateral deformation of coal rock increased obviously before failure, leading to coal dilatation. Moreover, the post-unloading recovery of the lateral deformation was rather small, suggesting the onset of an accelerated failure. As the loading rate increased further, the ratio of the stress at the dilatation critical point to peak-intensity increased gradually, and the pre-peak volumetric deformation decreased with more severe post-peak damage. Based on the laboratory test results, the lateral deformation of the coals at different depths in the #1302 isolated coal pillars, Yangcheng Coal Mine, was monitored using wall rock displacement meter. The field monitoring result indicates that the coal lateral displacement went through various distinct stages: the lateral displacement of the coals at the depth of 2-6 m went through an "initial increase-stabilize-step up-plateau" series. When the coal wall of the working face was 24-18 m away from the measuring point, the coals in this region entered the accelerated failure stage; as the working face continued advancing, the lateral displacement of the coals at the depth over 6 m increased steadily, i.e., the coals in this region were in the stable failure stage.
In this study, an aging deformation statistical model for a unique high and steep rock slope was proposed, and the aging characteristic of the slope deformation was better reflected. The slope displacement was affected by multiple-environmental factors in multiple scales and displayed the same tendency with a rising water level. The statistical model of the high and steep rock including non-aging factors was set up based on previous analyses and the study of the deformation and residual tendency. The rule and importance of the water level factor as a non-aging unit was analyzed. A partitioned statistical model and mutation model were established for the comprehensive cumulative displacement velocity with the monitoring study under multiple factors and multiple parameters. A spatial model was also developed to reflect and predict the whole and sectional deformation character by combining aging, deformation and space coordinates. A neural network model was built to fit and predict the deformation with a high degree of precision by mastering its feature of complexity and randomness. A three-dimensional finite element model of the slope was applied to approach the structure character using numerical simulations. Further, a three-dimensional finite element model of the slope and dam was developed, and the whole deformation state was analyzed. This study is expected to provide a powerful and systematic method to analyze very high, important and dangerous slopes.
In this study, the deformation characteristics of atrtificially fractured joints of granite under normal and shear loading were investigated. To obtain the characteristics of joint deformation, compression and shear tests were performed in the laboratory on three different sizes of rock specimens. The rock used in the experimens was Iksan granite. Joints were produced artificially by fracturing using the apparatus for generating extension-joint. Joint normal deformability was studied by conducting cyclic loading tests on the joints. Joint closure varied non-linearly with normal stress through cyclic loadings. As normal stress increased, the joints gradually reached a state of maximum joint closure. The relation between normal stress and joint closure for mated and unmated joints was well described by the hyperbolic and exponential function, respectively. Joint shear deformability was studied by performing direct shear tests under normal stresses on the joints. it was shown that the behaviour in the prepeak range was non-linear and joint shear stiffness depended on the size of specimen and the normal stress.
Aksoy, C.O.;Uyar, G.G.;Posluk, E.;Ogul, K.;Topal, I.;Kucuk, K.
Structural Engineering and Mechanics
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제58권5호
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pp.869-886
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2016
Non-Deformable Support System (NDSS) is one of the support system analysis methods. It is likely seen as numerical analysis. Obviously, numerical modeling is the key tool for this system but not unique. Although the name of the system makes you feel that there is no deformation on the support system, it is not true. The system contains some deformation but in certain tolerance determined by the numerical analyses. The important question is what is the deformation tolerance? Zero deformation in the excavation environment is not the case, actually. However, deformation occurred after supporting is important. This deformation amount will determine the performance of the applied support. NDSS is a stronghold analysis method applied in full to make this work. While doing this, NDSS uses the properties of rock mass and material, various rock mass failure criteria, various material models, different excavation geometries, like other methods. The thing that differ NDSS method from the others is that NDSS makes analysis using the time dependent deformation properties of rock mass and engineering judgement. During the evaluation process, NDSS gives the permission of questioning the field observations, measurements and timedependent support performance. These transactions are carried out with 3-dimensional numeric modeling analysis. The goal of NDSS is to design a support system which does not allow greater deformation of the support system than that calculated by numerical modeling. In this paper, NDSS applied to the problems of Tunnel 34 of the same Project (excavated with NATM method, has a length of 2218 meters), which is driven in graphite schist, was illustrated. Results of the system analysis and insitu measurements successfully coincide with each other.
주입공법은 터널 등 지하구조물의 보강법으로 적용사례가 증가하고 있으나, 그 효과의 공학적 평가에 관한 연구는 매우 부족한 실정이며, 특히 절리를 포함한 불연속암반의 주입재에 의한 역학적 특성변화에 대한 연구는 거의 이루어지지 않고 있는 형편이다. 따라서 본 연구에서는 주입에 의한 불연속암반의 변형특성을 규명하기 위하여 절리군의 경사, 절리군의 간격을 달리한 절리암반모형을 제작한 후, 이에 대한 주입전후에 대한 이축압축시험을 실시하여 변형특성을 조사하였다. 또한 시멘트현탁액 주입공법이 적용된 고속도로터널에 대한 3차원 유한차분해석을 실시하여, 이를 현장계측자료와 비교함으로써 해석의 타당성을 검토하였다. 주입후 절리 암반모형에 대한 이축압축시험결과, 절리암반의 하중-변형곡선은 주입전의 비선형에서 선형적으로 변하였으며, 변형계수도 증가하는 것으로 나타났다. 절리간격과 최소주응력이 커짐에 따라 주입전 변형계수에 대한 주입후 변형계수의 비가 지수함수적으로 감소하는 경향을 보였다. 주입전후의 이축압축시험결과로부터 주입전 암반의 변형계수와 주입후 암반의 변형계수의 관계를 지수함수로 표현한 경험식으로 제시하였다. 현지암반의 주입에의한 보강효과를 3차원 유한차분법을 이용하여 해석한 결과, 주입공법이 적용될 경우 터널의 천단과 측벽에서 발생되는 변위는 현저하게 감소하는 것으로 해석되었으며, 굴착이 진행됨에 따라 발생하는 변위의 양상이 현장 계측결과와 유사한 경향을 나타내었다.
본 연구에서는 이방성 암반의 방향성 및 측압조건이 터널 변형거동에 미치는 영향을 조사하기 위하여 서로 다른 15가지 이방성 터널 모형에 대해 축소모형실험을 실시하였다. 이를 위해 모래 석고 물의 중량비를 달리한 모형재료에 대한 물성 실험을 통하여 모형재료의 특성을 연구하였다. 대부분의 이방성 터널 모형은 응력이 집중되는 곳에서 전단파괴 현상을 보였으며 절리면을 따라 미끄러짐이 발생하여 절리면의 경사 방향이 터널 변형거동에 큰 영향을 미친 것으로 나타났다. 절리 경사가 $30^{\circ}$보다 작은 모형에서는 반팽창현상이 두드러지게 나타났으며 절리경사가 $50^{\circ}$인 모형은 측압조건에 관계없이 수직 및 수평 내공변위가 가장 작게 나타나 실험된 모형중에서 가장 안정적인 모형으로 판단된다. 또한 모형터널의 파괴 및 변형양상은 측압계수 조건에 따라 매우 상이하게 나타났다.
Rock contains discontinuities at all scales. These discontinuities make rock behave in a complex way. This paper discusses a new approach to underground design based on the theory of rock fracture mechanics. The mechanism of deformation and failure of coal was studied by observing the distributions of length, orientation and spacing of the pre-existing as well as stress-induced cracks. Different types of crack information. The crack information is dependent on the scale used. The cracks propagate along the intersections of the pre-existing cracks, and both extensile and shear crack growth occur depending on the direction of the load relative to the bedding planes. An analytical model that takes into account both shear and extensile crack growth was developed to predict the nonlinear stress-strain behavior of coal including strain-hardening and strain-softening.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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