Crack-controlled method which utilizes the dynamic energy such as explosives and propellent gases have been applied to the development of mineral resource and oil and civil engineering. It is necessary to consider the fracture processes associated with the material properties and external forces to control crack propagation using borehole pressure. To investigate the influence of the applied borehole pressure waveform on the crack propagation in rock masses having different material properties, a no-free surface model was used, consisting of a borehole in rock with a continuous boundary. Loading rates ranging from 1 to 100MPa/${\mu}s$ with different rock mass properties was employed to investigate the loading rate dependency of fracture patterns in the rock mass.
Proceedings of the Korean Society for Rock Mechanics Conference
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2000.09a
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pp.163-170
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2000
The distinct element method has been effectively applied to the analysis of stability and behavior of jointed rock masses. In this paper the modelling characteristics of different types of distinct element model were investigated. Arch tunnel examples were chosen to compare the calculation results of two computer codes, NURBM and CBLOCK, where the former is based on implicit algorithm, and the other on explicit one. CBLOCK calculations show that joint properties are very important parameters in the stability analysis and that the joint stiffness ratio associated with joint configuration could be used as an indicator, whereas NURBM differ from that. Some other disagreements were also identified.
The distinct element method has been effectively applied to the analysis of stability and behavior of jointed rock masses. In this paper the modelling characteristics of different types of distinct element model were investigated. Arch tunnel examples were chosen to compare the calculation results of two computer codes, NURBM and CBLOCK, where the former is based on implicit algorithm, and the other on explicit one. CBLOCK calculations show that joint properties are very important parameters in the stability analysis and that the joint stiffness ratio associated with joint configuration could be used as an indicator, whereas NURBM differ from that. Some other disagreements were also identified.
Safety is a most important parameters in underground railway transportation; Also stability of underground tunnel is very important in tunneling engineering. Design of a reliable support system requires an evaluation of both ground demand and support capacity. Iran's traditional railway tunnels are mainly supported with masonry structures or unsupported in high quality rock masses. A decrease in rock mass quality due to changes in groundwater regime creep and fatigue in rock and similar phenomena causes tunnel safety to decrease during time. The case study is an old tunnel in Iran, called "Keshvar"; it is more than 50 years old railway organization. In operating this Tunnel, until the several problems came up based on stability and leaking water. The goal of study is evaluation of the various reinforcement systems for supporting of the tunnel. The optimal selection of the reinforcement system is examined using TOPSIS Fuzzy method in light of the looming and available uncertainties. Several factors such as; the tunnel span, maintenance, drainage, sealing, ventilation, cost and safety were based to choose the method and system of designing. Therefore, by identifying these parameters, an optimal reinforcement system was selected and introduced. Based on optimization system for analysis, it is revealed that the systematic rock bolts and shotcrete protection had a most appropriate result for these kind of tunnel in Iran.
This is a research analyses on the bearing capacity at a pile tip embedded in rock. The aim is to propose a shape coefficient for an analytical solution and to investigate the influence of the plastic flow law on the problem. For this purpose, the finite difference method is used to analyze the bearing capacity of various types and states of rock masses, assuming the Hoek & Brown failure criterion, by considering both plane strain and an axisymmetric model. Different geometrical configurations were adopted for this analysis. First, the axisymmetric numerical results were compared with those obtained from the plane strain analytical solution. Then the pile shape influence on the bearing capacity was studied. A shape factor is now proposed. Furthermore, an evaluation was done on the influence of the plastic flow law on the pile tip bearing capacity. Associative flow and non-associative flow with null dilatancy were considered, resulting in a proposed correlation. A total of 324 cases were simulated, performing a sensitivity analysis on the results and using the graphic output of vertical displacement and maximum principal stress to understand how the failure mechanism occurs in the numerical model.
This paper addresses the issue of field measurement of excavation damage zone (EDZ) and its numerical simulation method considering both excavation unloading and blasting load effects. Firstly, a 2000 m-deep rock cavern in China is focused. A detailed analysis is conducted on the field measurement data regarding the mechanical response of rock masses subjected to excavation and blasting operation. The extent of EDZ is revealed 3.6 m-4.0 m, accounting for 28.6% of the cavern span, so it is significantly larger than rock caverns at conventional overburden depth. The rock mass mechanical response subjected to excavation and blasting is time-independent. Afterwards, based on findings of the field measurement data, a numerical evaluation method for EDZ determination considering both excavation unloading and blasting load effects is presented. The basic idea and general procedures are illustrated. It features a calibration operation of damage constant, which is defined in an elasto-plastic damage constitutive model, and a regression process of blasting load using field blasting vibration monitoring data. The numerical simulation results are basically consistent with the field measurement results. Further, some issues regarding the blasting loads, applicability of proposed numerical method, and some other factors are discussed. In conclusion, the field measurement data collected from the 2000 m-deep rock cavern and the corresponding findings will broaden the understanding of tunnel behavior subjected to excavation and blasting at great depth. Meanwhile, the presented numerical simulation method for EDZ determination considering both excavation unloading and blasting load effects can be used to evaluate rock caverns with similar characteristics.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.3
no.2
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pp.3-12
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2001
This paper presents the proposed methods of DE (distinct element) modelling to estimate the stability of tunnels in jointed rock masses. First, the criterion to select the joint set(s) contributed to the discontinuous behaviour in a tunnel section is proposed. Selected joint set(s) is(are) considered to form the edges of distinct elements (rock blocks) and the others to modify the elastic properties of rock blocks. The complex DE model with the average and the deviation of joint orientation and joint length for each joint set was compared to the simple model with only the average of joint orientation and the assumption that joint length is infinite. As a result, the latter is suitable to the purpose of tunnel design because it can show the consistent behaviour of a jointed rock mass such as the locally discontinuous failure and the global anisotropic behaviour.
The roughness of discontinuity significantly influences the mechanical characteristics of rock masses and extensively affects thermal and hydraulic behaviors. In this study, we utilized photogrammetry to generate 3D point cloud data for discontinuity and applied this data to characterize the roughness of discontinuity. The discontinuity profiles, reconstructed from the 3D point cloud data, were compared with those manually measured using a profile gauge. This comparison served to validate the accuracy and reliability of the acquired point cloud data in replicating the actual configurations of rock surfaces. Subsequent to this validation, influence of the number of profiles for representative JRC assessment was further investigated followed by suggestion of roughness anisotropy evaluation method with application of it to actual rock discontinuity surfaces.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.26
no.4
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pp.327-344
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2024
In general tunnel design and analysis, rock masses are often assumed to be isotropic. Under isotropic conditions, material properties are uniform in all directions, leading to a higher evaluation of tunnel stability. However, actual rock masses exhibit anisotropic characteristics due to discontinuities such as joints, bedding planes, and faults, which cause material properties to vary with direction. This anisotropy significantly affects the stress distribution during tunnel excavation, leading to non-uniform deformation and increased risk of damage. Therefore, thorough pre-analysis is essential. This study analyzes the displacement and stress changes occurring during tunnel excavation based on rock anisotropy. A three-dimensional numerical analysis was performed, selecting anisotropy index and dip angles as variables. The results showed that as the anisotropy index increased, the displacement in the tunnel increased, and stress concentration became more pronounced. The maximum displacement and shear stress were observed where the dip planes met the tunnel.
The pressure-time profile of the explosion gases can controlled for the use of cartridge explosive with two techniques known as Decoupling and spacing of the charges. Decoupling consists of a space between the explosive column and wall of the blast hole. Four different decoupling index 1.4, 1.8, 2.34, 3.0 are selected in this field study. The level of ground vibrations with each decoupling index was measured and the empirical particle velocity equation from these data was obtained. The condition of new cracks at blast hole are also examined. As the decoupling index is increased, the level of the blast vibration is decreased. But the cracks in rock masses are efficiently formed to remove the broken rock. The vibration constant associated with test sites is given as $K=1564.5(D.L)^{-1.3233}$ in terms of D.I.(decoupling index).
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[게시일 2004년 10월 1일]
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