This study is to evaluate the physical and mechanical properties on the Ipseok-dae columnar joints of Mt. Mudeung National Park. For these purposes, physical and mechanical properties as well as discontinuity property on the Mudeungsan tuff, measurement of vibration and local meteorology around columnar joints, and ground deformation by self-weight of columnar joints were examined. For the physical and mechanical properties, average values were respectively 0.65% for porosity, 2.69 for specific gravity, 2.68 g/cm3 for density, and 2411 m/s for primary velocity, 323 MPa for uniaxial compressive strength, 81 GPa Young's modulus, and 0.25 for Poisson's ratio. For the joint shear test, average values were respectively 3.15 GPa/m for normal stiffness, 0.38 GPa/m for shear stiffness, 0.50 MPa for cohesion, and 35° for internal friction angle. The JRC standard and JRC chart was in the range of 4~6, and 1~1.5, respectively. The rebound value Q of silver schmidt hammer was 57 (≒ 90 MPa). It corresponds 20% of the uniaxial compressive strength of intact rock. The maximum vibration value around the Ipseok=dae columnar joints was in the range of 0.57 PPV (mm/s)~2.35 PPV (mm/s). The local meteorology of surface temperature, air temperature, humidity, and wind on and around columnar joints appeared to have been greatly influenced the weather on the day of measurement. For the numerical analysis of ground deformation due to its self-weight of the Ipseok-dae columnar joints, the maximum displacement of the right ground shows when the ground distance is approximately 2 m, while drastically decreased by 2~4 m, thereafter was insignificant. The maximum displacement of the middle ground shows when the ground distance is approximately 0~2 m, while drastically decreased by 3~10 m, thereafter was insignificant. The maximum displacement of the left ground shows when the ground distance is approximately 5~6 m, while drastically decreased by 6~10 m, thereafter was insignificant.
Most studies on slope collapsed have focused on collapse cases that occur on stabilized slopes in public use. Few studies have been conducted on the collapse characteristics of slopes that occur during construction before stabilization of the slope. In this study, detailed investigation was conducted for 79 sites where slope collapse occurred during or immediately after construction in the Chungcheong region, and their geometrical characteristics, collapse characteristics, design and reinforcement methods were evaluated. As a result of this analysis, it was found that the Chungbuk (CB) area was marked by plane-type collapse and surface layer collapse whereas the Chungnam (CN) area was marked by surface layer collapse or loss of sedimentary rocks. Furthermore, the major collapse factors of the Chungbuk region were joint alternations (53%) and weathering (25%), and the blocking due to multidirectional joints and foliation was also an influencing factor. In the phyllite area, too, the development of joints (55%) was a major factor, but the geological characteristics (36%) of sedimentary rocks such as faults and coaly shale also had considerable effects. Therefore, the geological, climatic, and environment characteristics were found to have affected the stability of slopes.
The geological characteristics of Korea are that we can encounter the rock layer only after 10m of excavation, methods to presume the rock pressure distribution of the rock layer is urgently needed. When using the existing empiric science of Terzaghi-Peck, Tschebotarioff to measure the rock pressure of the rock layer, underestimate the real strength because of the cohesion is ignored. Therefore calculating the horizontal sliding force of wedge block, which includes the dips and shear strength of discontinuities and surcharge load etc., think to be to getting a closer rock stress of the real rock pressure acting upon the earth structure in rock mass. This research use Coulomb soil pressure theory assuming that the backfill soil will yield wedge failure when it has cohesion, applying Prakash-Saran(l963), and then it uses equilibrium of force and shear strength $\tau$=c+$\sigma$tan $\Phi$ of the cliscontinuities. Analyzing shear strength and dips of cliscontinuities using calculated theory according to the status of discontinuities aperture, we were able to find out that because the cohesion and friction angle of the rock layer itself is large enough, how the dip directions and dips facing the excavation face is the only factor deciding whether or not the rock stress is applied. The evaluated theory of this research should be strictly estimated, so that the many parameters such as c, $\Phi$value, types and structures of rock class, excessive lateral pressure, dynamic load, earthquake, needed later when calculating shear strength of discontinuities and especially the ground water effect acting on rock layer should be coumpted with many measuring data achieve at the insite to study the application.
The LCM test is one of the most powerful and reliable methods for designing the disc cutter and for predicting the TBM (Tunnel Boring Machine) performance. It has an advantage to predict the actual load on disc cutter from the laboratory test on the real-size large rock samples, however, it also has a disadvantage to transport and/or prepare the large rock samples and to need an extra cost for experiment. Moreover it is not easy to execute the test for jointed rock mass, and sometimes the design model estimated from the test can not be applied to the real design of disc cutter. In order to break this critical point, lots of numerical studies have been performed. PFC2D can simulate crack propagation and rock fragmentation effectively, because it is useful in particle flow analysis. Consequently, in this study, the PFC2D has been adopted for numerical analysis on cutting power of disc cutter according to the different angle of joint, the different direction of joint, and the different space of joint with jointed rock mass models. From the numerical analyses, it was concluded that the bigger cutting power of disc cutter was needed for reverse cutting direction to joint rather than for forward direction, and the cutting power of disc cutter was increased with decreasing the dip angle of joint and decreasing the space of joints in reverse cutting direction. The more precise numerical model for disc cutter can be developed from comparison between the numerical results and LCM test results, and the resonable guideline is expected for prediction of TBM performance and disc cutter.
Park, Jung-Wook;Lee, Yong-Ki;Song, Jae-Joon;Choi, Byung-Hee
Tunnel and Underground Space
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v.22
no.2
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pp.106-119
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2012
Roughness of rock joint has generally been characterized based upon geometrical aspects of a two-dimensional surface profile. The appropriate description of joint roughness, however, should consider the features of roughness mobilization at contact areas under normal and shear loads. In this study, direct shear tests were conducted on the replicas of tensile fractured gneiss joints and the influence of the shear direction on the shear behavior and effective roughness was examined. In this procedure, a joint surface was represented as a group of triangular planes, and the steepness of each plane was characterized using the concepts of the active and inactive micro-slope angles. The contact areas at peak strength which were estimated by a numerical method showed that the locations of the contact areas were mainly dependent on the distribution of the micro-slope angle and the shear behavior of joint was dominated by only the fractions with active micro-slope angles. Therefore, a three-dimensional coefficient for the quantification of rock joint roughness is proposed based on the distribution of active micro-slope angle: active roughness coefficient, $C_r$. Comparison of the active roughness coefficient and the peak shear strength obtained from the experiment suggests that the active roughness coefficient is the effective parameter to quantify the surface roughness and estimate the shear behavior of rock joint.
This study is to examine the engineering characteristics of colunmar joints in Mudeugsan National Park, a global geopark. For these purposes, physical and mechanical properties of Mudeungsan Tuff, evaluation for the weathering degree of columnar joints, and crack behavior monitoring in columnar joints were conducted. The physical properties of Mudeungsan tuff were 1.02% for the average porosity, 0.38% for the average absorption, 2.69 g/㎤ for the average specific gravity, and 4,948 m/s for the average elastic wave velocity. Its mechanical properties were 337 MPa for the average uniaxial compressive strength, 68 GPa for the average elastic modulus, 0.29 for the average Poisson's ratio, 41.3 MPa for the average cohesion strength, and 62.8° for the average friction angle. the average rebound Q-value of the silver Schmidt hammer for the three columnar joint blocks at the Ipseok-dae was shown as 49.3. when this value is converted into uniaxial compressive strength, it becomes 70.5 MPa, which is about 21% of the uniaxial compression strength of Mudeungsan tuff. In addition, according to the results of crack monitoring measurements for the three columnar joint blocks at the Ipseok-dae, the crack behavior is less than 1 mm, so it is believed that its behavior in Ipseak-dae columnar joints has hardly occured to date.
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.
Rock joint orientation is one of important geometric attributes that have an influence on the stability of rock structures such as rock slopes and tunnels. Especially, statistical models of the geometric attributes of rock joints can provide a probabilistic approach of rock engineering problems. The result from probabilistic modeling relies on the choice of statistical model. Therefore, it is critical to define a representative statistical model for joint orientation data as well as joint size and intensity and build up a series of modeling procedure including analytical validation. In this paper, we have examined a theoretical methodology for the statistical estimate and hypothesis analysis based upon Fisher distribution and bivariate normal distribution. In addition, we have proposed the algorithms of random number generator which is applied to the simulation of rock joint networks and risk analysis.
Recently, transition from open pit to underground mining in limestone mines is an increasing trend in Korea due to environmental issues such as noise, dust and vibrations caused by crushers and equipment. The severe damages in the surrounding rock mass of underground opening caused by explosive blasting may lead to rock fall hazards or casualties. It is well known that variables which mainly affect blast-induced rock falls in underground mining are: blast vibration level, joint orientation and distribution and shape of the cross sections of underground structures. In this study, UDEC program, which is a DEM code, is used to simulate blast vibration-induced rock fall in underground openings. Variation of joint space, joint angle and joint normal stiffness was considered to investigate the effect of joint characteristics on the blast vibration-induced rock fall in underground opening. Finally, jointed rock mass models considering blast-induced damage zone were examined to simulate the critical blast vibration value which may cause rock falls in underground opening.
Rock joints have an extremely important role in analyzing the mechanical stability and hydraulic characteristics of rock mass structures. Most rock joint parameters are generally indicated as a distribution by statistical techniques. In this research, calculation technique of Joint Center Volume (JCV) is analyzed, which is required for estimating the size distribution having the largest uncertainty among the joint parameters, then a new technique is proposed which is applicable regardless of the shape of survey window. The existing theoretical JCV calculation technique can be applied only to the plane window, and the complete enumeration techniques show the limitations in joint trace type and analysis time. This research aims to overcome the limitations in survey window shape and joint trace type through calculating JCV by using Monte Carlo simulation. The applicability of proposed technique is validated through the estimation results at non-planar survey windows such as curved surface and tunnel surface.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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