The techniques for measuring the bulking factor of rock mass in subsidence area have never been well known all over the world. The volumetric expansion ratios obtained from blasting operation were the only way of acquiring the bulking factor of rock mass. The bulking factor of rock mass obtained from blasting operation, however, has been seldom classified in a certain criterion. Also the bulking factor of rock mass can be very dependent upon rock types. In order to overcome this limitation obtained from these reasons, the authors studied the experimental bulking factor of rock mass according to the stacking shapes as well as the overburden stresses. Gneiss, limestone and shale were chosen for testing specimens, and each bulking factor has been measured with laboratory test of applying a constant load on the fragmented rock specimens.
The optimum blasting pattern to excavate a quarry efficiently and economically can be determined based on the minimum production cost, which is generally estimated according to rock fragmentation. Therefore, it is a critical problem to predict fragment size distribution of blasted rocks over an entire quarry. By comparing various prediction models, it can be ascertained that the result obtained from Kuz-Ram model relatively coincides with that of field measurements. Kuz-Ram model uses the concept of rock factor to signify conditions of rock mass such as block size, rock jointing, strength and others. For the evaluation of total production cost, it is imperative to estimate 3-D spatial distribution of rock factor for the entire quarry. In this study, a sequential indicator simulation technique is adopted for estimation of spatial distribution of rock factor due to its higher reproducibility of spatial variability and distribution models than Kriging methods. Further, this can reduce the uncertainty of predictor using distribution information of sample data. The entire quarry is classified into three types of rock mass and optimum blasting pattern is proposed for each type based on 3-D spatial distribution of rock factor. In addition, plane maps of rock factor distribution for each ground level are provided to estimate production costs for each process and to make a plan for an optimum blasting pattern.
Isotropic rock and anisotropic rock have different tensile strength which has the greatest influence on rock failure. In this study, elastic modulus of anisotropic rock is obtained through uniaxial compression test, and tensile strength and tension failure behavior are analyzed through indirect tensile strength test. Stress concentration factor of a specimen at the center is obtained from anisotropic elastic modulus and strain by indirect tensile strength test. Theoretical solutions for tensile strength of isotropic and anisotropic rock are compared. Stress concentration factor of anisotropic rock is either higher or lower than isotropic rock depending on the inclination angle of bedding plane. The use of stress concentration factor of isotropic rock resulted in overestimation or underestimation of tensile strength.
The optimum blasting pattern to excavate a quarry efficiently and economically can be determined based on the minimum production cost which is generally estimated according to rock fragmentation. Therefore it is a critical problem to predict fragment size distribution of blasted rocks over an entire quarry. By comparing various prediction models, it can be ascertained that the result obtained from Kuz-Ram model relatively coincides with that of field measurements. Kuz-Ram model uses the concept of rock factor to signify conditions of rock mass such as block size, rock jointing, strength and others. For the evaluation of total production cost, it is imperative to estimate 3-D spatial distribution of rock factor for the entire quarry. In this study, a sequential indicator simulation technique is adopted for estimation of spatial distribution of rock factor due to its higher reproducibility of spatial variability and distribution models than Kriging methods. Further, this can reduce the uncertainty of predictor using distribution information of sample data The entire quarry is classified into three types of rock mass and optimum blasting pattern is proposed for each type based on 3-D spatial distribution of rock factor. In addition, plane maps of rock factor distribution for each ground levels is provided to estimate production costs for each process and to make a plan for an optimum blasting pattern.
In this study, the field density test was conducted as a volume conversion factor for the design of the excavation soil of the blasting rock. As a result of the field density test, the average volume conversion factor of rock was 1.001, which was smaller than the volume conversion factor of weathered rock 1.1. In the case of rock filled soil, the causes of the increase and decrease of the volume of the soil are provided by various phenomena. However, the specific techniques such as investigation and test methods are insufficient. Therefore, it was confirmed that the method of field density test is very useful method.
Kim, Jin-Soo;Kwon, Sangki;Cheon, Dae-Sung;Park, Eui-Seob
Tunnel and Underground Space
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v.24
no.3
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pp.187-200
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2014
After excavation or blasting, rock properties within an excavation damaged zone can be perpetually weakened on account of stress redistribution or blasting impact. In the present study, the excavation damaged zone is applied to a rock slope. The objective of this research is to compare the mechanical stability of the rock slope depending on the presence of the damaged zone using 2-dimensional modeling and analyze factors affecting factor-of-safety. From the modeling, it was founded that the mechanical stability of the rock slope is significantly dependent on the presence of the damaged zone. In particular, factor-of-safety with a consideration of the damaged zone decreased by approximately 49.4% in comparison with no damaged zone. Factor analysis by fractional factorial design was carried out on factor-of-safety. It showed that the key parameters affecting factor-of-safety are angle of the slope, cohesion, internal friction angle and height.
In this study, the behavior of rock pillar in the diverging area of road tunnel was assessed by using a three dimensional numerical analysis. Based on parameters affecting the behavior of rock pillar, different safety factors according to pillar width, depth and rock conditions were evaluated. It turned out that as the pillar width increases, the change curve of safety factors in accordance with depth and rock conditions shows more of the nonlinear behavior. By the assessment of the minimum safety factor, a safety factor chart on the behavior of rock pillar in the diverging area of road tunnel was suggested.
Through the many site investigations, different methods for evaluating stability of rock slopes have been proposed. Those methods, however, may lead to different results depending on the subjective judgments associated with the selection of the evaluation items and the application of weighting factor. Accordingly, binary logistic regression analysis was carried out to ensure fair appliction of the weighting factor, leading to an equation for evaluating the stability of rock slopes.
Reliability analysis is generally regarded as the most appropriate method when uncertainties are taken into account in slope designs. With the help of limit analysis, probability evaluation for three-dimensional rock slope stability was conducted based upon the Mote Carlo method. The nonlinear Hoek-Brown failure criterion was employed to reflect the practical strength characteristics of rock mass. A form of stability factor is used to perform reliability analysis for rock slopes. Results show that the variation of strength uncertainties has significant influence on probability of failure for rock slopes, as well as strength constants. It is found that the relationship between probability of failure and mean safety factor is independent of the magnitudes of input parameters but relative to the variability of variables. Due to the phenomenon, curves displaying this relationship can provide guidance for designers to obtain factor of safety according to required failure probability.
Alencar, Ana S.;Galindo, Ruben A.;Melentijevic, Svetlana
Geomechanics and Engineering
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v.21
no.1
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pp.11-21
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2020
The traditional formulations for estimation of bearing capacity in rock mechanics assume a homogeneous and isotropic rock mass. However, it is common that the rock mass consists of different layers of different rock properties or of the same rock matrix with distinct geotechnical quality levels. The bearing capacity of a heterogeneous rock is estimated traditionally through the weighted average. In this paper, the solution of the weighted average is compared to the finite difference method applied to a bilayer rock mass. The influence of different parameters such as the thickness of the layers, the rock type, the uniaxial compressive strength and the overall geotechnical quality of the rock mass on the bearing capacity of a bilayer rock mass is analyzed. A parametric study by finite difference method is carried out to develop a bearing capacity factor in function of the layer thickness and the rock mass quality expressed in terms of the geological strength index, which is presented in a form of a chart. Therefore, this correlation factor allows estimating the bearing capacity of a rock mass that is formed by two layers with distinct GSI, depending on the bearing capacity of the rock mass formed only by the upper layer and considered by that way as homogenous and isotropic rock mass.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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