Proceedings of the Korean Society for Rock Mechanics Conference
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2007.03a
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pp.351-357
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2007
We have compared a special character(pressure of explosion, gas volume, energy of explosion, temperature of explosion, strength) of different three emulsion explosives which is different velocity by Nitrodyn program that is calculated explosion reaction. We have analyzed the character of the vibration from a vibration data which is a result from test blasting in different velocity of detonation for three emulsion explosives of the same size(17mm) in the same rock. As a result, the vibration is decreased when the velocity of detonation is decreased within 40m from origin of explosion but it is familiar character over 40m, so there isn't much affect the velocity of detonation in decreased vibration over 40m.
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.
This paper investigates the effect of rock discontinuities on a shear stress wave that is induced by earthquake or blasting and provides the result of numerical parametric studies. The numerical tests of different conditions of rock and discontinuity have been carried out after confirming that the numerical approach is valid throughout a verification analysis from which the test results were compared with a theoretical solution. In-situ stress condition was considered as a rock condition and internal friction angle and cohesive value, which are the shear strength parameters, were considered as discontinuities condition. The joint inclination angle was also taken into account as a parameter. With the various conditions of different parameters, the test results showed that a shear stress wave propagating through a mass is highly influenced by the shear strength of discontinuities and the condition of joint inclination angle as well as in-situ stress. The study results indicate that when earthquake or blasting-induced dynamic loading propagates through a jointed rock mass or a stratified soil ground the effect of in-situ stress and discontinuities including a stratum boundary should be taken into account when evaluating the dynamic effect on nearby facilities and structures.
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).
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.7
no.4
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pp.305-311
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2005
Shotcrete adhesive strength in large section tunnels in jointed rock masses plays an important role in preventing rock block from falling and shotcrete debonding due to blasting vibration. Nevertheless, it has not been considered as a major factor such as shotcrete compressive strength in design and construction. For this reason, the purpose of this study is to analyze the effect on shotcrete adhesive strength for large-sectioned tunnels. First, the parametric study using numerical model similar to Holmgren's punch-loaded test was executed for various range of adhesive strength. It shows that the shotcrete bearing capacity is linearly proportioned to the adhesive strength between shotcrete layer and blocks. And then, distinct element analysis of a jointed rock tunnel for an adhesive strength of 1 MPa and a conventional fully-bonded condition between the shotcrete layer and the excavation face was compared in order to evaluate the effect of the shotcrete adhesive strength.
Underground construction such as tunneling can induce damages on the surrounding rock mass, due to the stress concentration of in situ stresses and excessive energy input during construction sequence, such as blasting. The developed damage on the rock mass can have substantial influence on the mechanical and hydraulic behaviors of the rock masses around a tunnel. In this study, investigation on the generation of damage around an opening in a jointed rock model under biaxial compression condition was conducted. The joint dip angles employed are 30, 45, and 60 degrees to the horizontal, and the synthetic rock mass was made using early strength cement and water. From the biaxial compression test, initiation and propagation of tensile cracks at norm to the joint angle were found. The propagated tensile cracks eventually developed rock blocks, which were dislodged from the rock mass. Furthermore, the propagation process of the tensile cracks varies with joint angle: lower joint angle model shows more stable and progressive tensile crack propagation. The development of the tensile crack can be explained under the hypothesis that the rock segment encompassed by the joint set is subjected to the developing moment, which can be induced by the geometric irregularity around the opening in the rock model. The experiment results were simulated by using discrete element method PFC 2D. From the simulation, as has been observed from the test, a rock mass with lower joint angle produces wider damage region and rock block by tensile cracks. In addition, a rock model with lower joint angle shows progressive tensile cracks generation around the opening from the investigation of the interacted tensile cracks.
Recently, the frequency of occurring dynamic events such as earthquakes, explosives blasting and other types of vibration has been increasing. Besides, the chances of exposure for rock discontinuities to free faces get higher as the scale of rock mass structures become larger. For that reason, the frictional behavior of rock joints under dynamic conditions needs to be investigated. In this study, artificially fractured rock joint specimens were prepared in order to examine the dynamic frictional behavior of rough rock joint. Roughness of each specimen was characterized by measuring surface topography using a laser profilometer and a series of shaking table tests was carried out. For mated joints, the static friction angle back-calculated ken the yield acceleration was $2.7^{\circ}$ lower than the tilt angle on average. The averaged dynamic friction angle for unmated joints was $1.8^{\circ}$ lower than the tilt angle. Displacement patterns of sliding block were classified into 4 types and proved to be related to the first order asperity of rock joint. The tilt angle and the static friction angle for mated joints seem to be correlated to micro average inclination angle which represents the second order asperity. The tilt angle and the dynamic friction angle for unmated Joints, however, have no correlation with roughness parameters. Friction angles obtained by shaking table test were lower than those by direct shear test.
Jung, Yun-Moon;Lee, Myung-Sung;Song, Myung-Jun;Woo, Ik
Tunnel and Underground Space
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v.6
no.4
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pp.342-347
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1996
The changes of electromagnetic wave velocity in rock were monitored to investigate rock behaviors due to the drill & blasting excavations through georadar tomography during the construction of the underground rock laboratory (5 m wide, 6 m high, and 140 m long) at Mabuk-Ri, Goosung-Myun, Yongin-Si, Kyunggi-Do. Two horizontal boreholes spaced 1.4 m apart were drilled parallel to the test tunnel before excavating it, high-resolution crosshole georadar tomography with about 500 MHz electromagnetic waves was performed at pre-excavation phase (May, 1996) and post-excavation phase (August, 1996). The data were acquired with the combination of 34 sources and 44 receivers with space of 0.3 m. Only 11 continuous receivers were selectively utilized with one fixed source. Sampling interval was 0.4 ns and each trace has 512 samples. The first arrival of each trace was picked manually with a picking software. The total number of rays used in inversion amounted to 34x11 and the size of pixel was determined to be 0.3 m. As an inversion technique, SIRT(Simultaneous Iterative Reconstruction Technique) was applied in this study. The velocity of electromagnetic waves at post-excavation phase decreased as large as 15% in comparison with that at pre-excavation phase, which may be attributed to the creation of micro-cracks in rock due to excavations and saturation with groundwater. Small amount of borehole deviation made a critical effect in radar tomography. Totally different tomograms were created after borehole deviation corrections.
This study is to clarify the comparative relationship and a mechanical anisotropy of rock on the subject of granite distributed in the Namwon area Uniaxial compressive and Brazilian strengths with respect to the horizontal and vertical axes of granite are shown the linear relation. In the case of the result of the p-wave velocity measurement. it is represented that the velocity of vortical direction is faster about 10 to 15% than other two horizontal directions. The difference between velocities is caused by a developmental pattern of microcracks distributed in rock. Moreover, this result is very consistent with the result investigated through thin sections. The proportion of uniaxial compression strength to Index of point load strength ($Is_{(50)}$) is 18~20 times in case of granite. Uniaxial compressive strength is relatively good relationship with point load strength, Schmidt hammer rebound value, and tensile strength point load strength of them is the best comparative relationship. It is indicated that point load test is the most useful tool to estimate uniaxial compressive strength, comparing with other experimental methods.
The Wheatstone bridge is an important electrical circuit that is widely used to measure extremely small resistance changes in strain gages. The strain gages are attached to the structure or specimen whose deformation is to be detected. The Wheatstone bridge finds one of its major applications in the areas of static and dynamic strength tests for various engineering materials. In the split Hopkinson pressure bar (SHPB) system, for example, the bridge circuit is required to measure the dynamic strains of the incident and transmitted bars along which the stress wave propagates. In this article, the principles of the Wheatstone bridge circuit are in detail explained for easy reference during laboratory experiments associated with rock dynamics. Especially, the circuit arrangements of the quater, half, and full bridges are presented with their basic uses.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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