Stress analysis of bottom-hole rock has to be considered with much care to further understand rock fragmentation mechanism and high penetration rate. This original study establishes a fully coupled simulation model and explores the effects of overburden pressure, horizontal in-situ stresses, drilling mud pressure, pore pressure and temperature on the stress distribution in bottom-hole rock. The research finds that in air drilling, as the well depth increases, the more easily the bottom-hole rock is to be broken. Moreover, the mud pressure has a great effect on the bottom-hole rock. The bigger the mud pressure is, the more difficult to break the bottom-hole rock is. Furthermore, the maximum principal stress of the bottom-hole increases as the mud pressure, well depth and temperature difference increase. The bottom-hole rock can be divided into three main regions according to the stress state, namely a) three directions tensile area, b) two directions compression areas and c) three directions compression area, which are classified as a) easy, b) normal and c) hard, respectively, for the corresponding fragmentation degree of difficulty. The main contribution of this paper is that it presents for the first time a thorough study of the effect of related factors, including stress distribution and temperature, on the bottom-hole rock fracture rather than the well wall, using a thermo-poroelastoplasticity model.
Instability of bolted rock mass has been a major hazard in the underground coal mining industry for decades. Developing effective support guidelines requires understanding of complex bolted rock mass failure mechanisms. In this study, the dynamic failure behavior, mechanical behavior, and energy evolution of a laboratory-scale bolted specimens is studied by conducting laboratory static-dynamic coupled loading tests. The results showed that: (1) Under static-dynamic coupled loading, the stress-strain curve of the bolted rock mass has a significant impact velocity (strain rate) correlation, and the stress-strain curve shows rebound characteristics after the peak; (2) There is a critical strain rate in a rock mass under static-dynamic coupled loading, and it decreases exponentially with increasing pre-static load level. Bolting can significantly improve the critical strain rate of a rock mass; (3) Compared with a no-bolt rock mass, the dissipation energy ratio of the bolted rock mass decreases exponentially with increasing pre-static load level, the ultimate dynamic impact energy and dissipation energy of the bolted rock mass increase significantly, and the increasing index of the ratio of dissipation energy increases linearly with the pre-static load; (4) Based on laboratory testing and on-site microseismic and stress monitoring, a design method is proposed for a roadway bolt support against dynamic load disturbance, which provides guidance for the design of deep underground roadway anchorage supports. The research results provide new ideas for explaining the failure behavior of anchorage supports and adopting reasonable design and construction practices.
The high positive correlation between plastic strain of loaded coal-rock and AE (acoustic emission) characteristic parameter was studied and proved through AE experiment during coal-rock uniaxial compression process. The results show that plastic strain in the whole process of uniaxial compression can be gained through the experiment. Moreover, coal-rock loaded process can be divided into four phases through analyzing the change of the plastic strain curve : pressure consolidation phase, apparent linear elastic phase, accelerated deformation phase, rupture and development phase, which corresponds to conventional elastic-plastic change law of loaded coal-rock. The theoretical curve of damage constitutive model is in high agreement with the experimental curve. So the damage evolution law of coal rock damage can be indicated by both acoustic emission and plastic strain. The results have great academic and realistic significance for further study of both AE signal characteristics during loaded coal-rock damaged process and the forecasting of coal-rock dynamic disasters.
The Design criteria are different from one another due to the different engineering properties of rock in the every nation. Most of the test results of the rock-socketed piers were loaded two times of the design load capacities because they would be used in the foundation of the bridge or the building. So we have much difficulties in study of the load capacities of the rock-socketed piers by the test result in Korea. When we design the rock-socket piers, every designer uses the different formula, and makes different results. Recently the demand of the large bridges and the huge buildings has been increased. The adequate design criterion of the rock-socketed pier is urgently needed to design them reasonable. In this paper we analyzed the various design criteria and proposed the adequate design criterion which is based on the test results of the rock-socked piers in Korea.
Analysing the incompatible deformation and damage evolution around the tunnels in mixed strata is significant for evaluating the tunnel stability, as well as the interaction between the support system and the surrounding rock mass. To investigate this issue, confined compression tests were conducted on upper-soft and lower-hard strata specimens containing a circular hole using a rock testing system, the physical mechanical properties were then investigated. Then, the incompatible deformation and failure modes of the specimens were analysed based on the digital speckle correlation method (DSCM) and Acoustic Emission (AE) data. Finally, numerical simulations were conducted to explore the damage evolution of the mixed strata. The results indicate that at low inclination angles, the deformation and v-shaped notches inside the hole are controlled by the structure plane. Progressive spalling failure occurs at the sidewalls along the structure plane in soft rock. But the transmission of the loading force between the soft rock and hard rock are different in local. At high inclination angles, v-shaped notches are approximately perpendicular to the structure plane, and the soft and hard rock bear common loads. Incompatible deformation between the soft rock and hard rock controls the failure process. At inclination angles of 0°, 30° and 90°, incompatible deformations are closely related to rock damage. At 60°, incompatible deformations and rock damage are discordant due that the soft rock and hard rock alternately bears the major loads during the failure process. The failure trend and modes of the numerical results agree very well with those observed in the experimental results. As the inclination angles increase, the proportion of the shear or tensile damage exhibits a nonlinear increase or decrease, suggesting that the inclination angle of mixed strata may promote shear damage and restrain tensile damage.
Chip size distribution can be used to evaluate the cutting efficiency and to characterize the cutting behavior of rock during cutting and fragmentation process. In this study, a series of linear cutting tests was performed to investigate the effect of cutting conditions (specifically cut spacing and penetration depth) on the production and size distribution of rock chips. Linyi sandstone from China was used in the linear cutting tests. After each run of linear cutting machine test, the rock chips were collected and their size distribution was analyzed using a sieving test and image processing. Image processing can rapidly and cost-effectively provide useful information of size distribution. Rosin-Rammer distribution pamameters, the coarseness index and the coefficients of uniformity and curvature were determined by image processing for different cutting conditions. The size of the rock chips was greatest at the optimum cut spacing, and the size distribution parameters were highly correlated with cutter forces and specific energy.
The constrained conditions of roof and floor for the coal pillar affect the strength of coal pillar very seriously. To analyze the influence of rock mass for the roof and floor on the stability of coal pillar comprehensively, one method based on the mechanical method for the composite rock mass was proposed. In this method, the three rock layers of roof, floor and coal pillar are taken as the bedded composite rock mass. And the influence of rock mass for the roof and floor on the elastic core of coal pillar has been analyzed. This method can obtain not only the derived stress by the cohesive constraining forces for the coal pillar, but also the derived stress for the rock mass of the roof and floor. Moreover, the effect of different mechanical parameters for the roof and floor on the stability of coal pillar have been analyzed systematically. This method can not only analyze the stability of strip coal pillar, but also analyze the stability of other mining pillars whose stress distribution is similar with that of the strip coal pillar.
There is an increasing demand for using rock anchors as foundations in many geotechnical engineering structures such as transmission towers, dams, etc. For investigate the behavior and strength of rock anchors, in-situ pull-out tests were carried out. From the tests, various forms of failure of rock anchors were observed. Ultimate capacity of each failure modes of 1) Tendon failure, 2) Interface failure(tendon-grout interface, sheath-grout interface and grout-rock interface), 3) Combined interface failure, was obtained by varying the parameters such as diameter and length of tendon, grout strength, and quality of rock.
Ultrasonic Time-of-Flight Diffraction (TOFD) techniques are useful methods for non-destructive evaluation of fracture characteristics. This study focuses on the reliability and accuracy of ultrasonic diffraction methods to estimate the depth of rock fractures. The study material includes three different rock types; andesite, basalt and ignimbrite. Four different ultrasonic techniques were performed on these intact rocks. Artificial near-surface fracture depths were created in the laboratory by sawing. The reliability and accuracy of each technique was assessed by comparison of the repeated measurements at different path lengths along the rock surface. The standard error associated with the predictive equations is very small and their reliability and accuracy seem to be high enough to be utilized in estimating the depth of rock fractures. The performances of these techniques were re-evaluated after filling the artificial fractures with another material to simulate natural infills.
A new theoretical approach for analysis of stress around a tensioned anchor in rock is presented in this paper. The solution has been derived for semi-infinite elastic rock and anchor and for plane strain conditions. The method considers both the anchor head bearing plate and its grouted bond length embedded in depth. The solution of the tensioned rock anchor problem is obtained by superimposing the solutions of two simpler but fundamental problems: A distributed load applied at a finite portion (bearing plate area) of the rock surface and a distributed shear stress applied at the anchor-rock interface along the bond length. The solution of the first problem already exists and the solution of the shear stress distributed along the bond length is found in this study. To acquire a deep understanding of the stress distribution around a tensioned anchor in rock, an illustrative example is solved and stress contours are drawn for stress components. In order to verify the results obtained by the proposed solution, comparisons are made with finite difference method (FDM) results. Very good agreements are observed for the teoretical results in comparison with FDM.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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