The initiation of toppling is explored for a uniform stack of blocks that rotates slowly about its mid-base. As the stack passes through its vertical position ($\theta$=0), it is in free-fall rotation, and a critical inclination angle ${\theta}_c$ is reached at which the toppling stack "fails" or begins to crack or separate. For tall stacks (high aspect ratios), two modes of failure are hypothesized, for which the dynamic failure analyses are shown to correlate with experimental results. These block failure modes are similar to those observed for tall, toppling masonry structures with weak binding material between their brick or stone blocks.
This article assesses and estimates the progressive failure mechanism of complex pit-rest secondary toppling of slopes that are located within the vicinity of the Gas Flare Site of Refinery No. 4 in South Pars Special Zone (SPSZ), southwest Iran. The finite element numerical procedure based on the Shear Strength Reduction (SSR) technique has been employed for the stability analysis. In this regard, several step modelling stages that were conducted to evaluate the slope stability status revealed that the main instability was situated on the left-hand side (western) slope in the Flare Site. The toppling was related to the rock column-overburden system in relation to the overburden pressure on the rock columns which led to the progressive instability of the slope. This load transfer from the overburden has most probably led to the separation of the rock column and to its rotation downstream of the slope in the form of a complex pit-rest secondary toppling. According to the numerical modelling, it was determined that the Strength Reduction Factor (SRF) decreased substantially from 5.68 to less than 0.320 upon progressive failure. The estimated shear and normal stresses in the block columns ranged from 1.74 MPa to 8.46 MPa, and from 1.47 MPa to 16.8 MPa, respectively. In addition, the normal and shear displacements in the block columns ranged from 0.00609 m to 0.173 m and from 0.0109 m to 0.793 m, respectively.
This paper deals with the analysis of rock slope stability using the distinct element method. This method consists in analysis of the interaction of discrete block assemblage delimited by elementary joints, which permits to consider the heterogeneous, anisotropic and discontinuous features of the rock mass. In particular, we were able to show that this method, and especially the BRIG3D software, is an outstanding tool which gives informations of greatest interest in order to analyze the toppling mechanisms. We have confirmed the fundamental role of the rock mass structure with different simulations. In the case of toppling phenomena, the essential parameter is the dip of major discontinuities. It has an influence on the intensity and volume of deformations. The anisotropic and heterogeneous features of the rock mass play also an important role. It is proved by insertion of thick rock bars in the structure or varying rock block sizes in the mass. These models modified considerably the stress distribution and the deformation distribution. Finally, we have analyzed the influence of mechanical parameters such as friction angle and tangential stiffness.
Toppling failure of a slope is defined as failure behavior accompanying the rotation of rock block which is different from other failure such as sliding along with discontinuities and so on. It generally occurs in the region that discontinuities were developed with inverse dip direction to a slope and it could play a critical role in judging stability of slope. In this study, the stability evaluation was performed about toppling failure on a jointed road cut-slope. To check the deformation behavior, numerical analysis is widely used. However common analysis programs are based on continuum model. Recently, many methods that discontinuity properties can be considered in continuum analysis are suggested. In this study, numerical analysis based on FEM(Finite Element Method) was performed using interface element applied in heterogeneous boundary to simulate effects of discontinuities.
This paper deals with rocking response behavior of rigid block structure subjected to horizontal excitation. A strict consideration of impact and sliding between the block and base is essential to investigate the rocking vibration characteristics because the rocking behavior were greatly influenced by the impact and sliding motion. Therefore, not only restitution coefficient between the block and base but also the energy dissipation rate which is associated with sliding motion, and the static and kinetic friction coefficient between those should be included in the modeling of rocking system. The analytic program was developed to be able to simulate the experimental responses of the block subjected to horizontal sinusoidal excitations. By using this program, rocking responses were numerically calculated by the nonlinear equations for rocking system. From the response simulation and rocking vibration experiment, the following results were obtained. The rocking responses are affected by the impact motion due to energy dissipation and friction and provide very complex behavior. The toppling condition of the block is also influenced by the impact motion and sliding motion.
Maximum dip vector of individual joint plane, which can be uniquely defined on the hemispherical projection plane, has been established by considering its dip and dip direction. A new stereographic projection method for the rock slope analysis which employs the maximum dip vector can intuitively predict the failure modes of rock slope. Since the maximum dip vector is uniquely projected on the maximum dip point of the great circle, the sliding direction of discontinuity plane can be recognized directly. By utilizing the maximum dip vector of discontinuity both the plane sliding and toppling directions of corresponding blocks can be discerned intuitively. Especially, by allocating the area of high dip maximum dip vector which can form the flanks of sliding block the potentiality for the formation of virtual sliding block has been estimated. Also, the potentiality of forming the triangular-sectioned sliding block has been determined by considering the dip angle of joint plane the dip direction of which is nearly opposite to that of the slope face. Safety factors of the different-shaped blocks of triangular section has been estimated and compared to the safety factor of the most hazardous block of rectangular section. For the wedge analysis the direction of crossline of two intersecting joint planes, which has same attribute of the maximum dip vector, is used so that wedge failures zone can be superimposed on the stereographic projection surface in which plane and toppling failure areas are already lineated. In addition the maximum dip vector zone of wedge top face has been delineated to extract the wedge top face-forming joint planes the orientation of which provides the vital information for the analysis of mechanical behavior of wedge block.
This study addresses the preliminary results of rock slope stability analyses including hazard assessments for slope failure conducted on the selected sections of rural road cut slope which are about 4 km long. The study area is located in the Mt. Chuntae northeast of Busan and mainly composed of Cretaceous rhyolitic ash-flow tuff', fallout tuff, rhyolitc and andesite. The volcanic rock mass in the area has a number of discontinuities that produce a potentially unstable slope, as the present cut slope is more than 70 degrees in most of the slope sections. Discontinuity geometry data were collected at selected 8 scanline sections and analyzed to estimate important discontinuity geometry parameters to perform rock slope kinematic and block theory analyses. Kinematic analysis for plane sliding has resulted in maximum safe slope angles greater than $65^{\circ}$ for most of the discontinuities. For most of the wedges, maximum safe cut slope angles greater than $45^{\circ}$ were obtained. Maximum safe slope angles greater than 80" were obtained fur most of the discontinuities in the toppling case. The block theory analysis resulted in the identification of potential key blocks (type II) in the SL4, SL5, SL6 and SL8 sections. The chance of sliding taking place through a type ll block under a combined gravitational and external loading is quite high in the investigated area. The results support in-field observations of a potentially unstable slope that could become hazardous under external forces. The results obtained through limit equilibrium slope stability analyses show how a stable slope can become an unstable slope as the water pressure acting on joints increases and how a stable slope under Barton's shear strength criterion can fail as the worst case scenario of using Mohr-Coulomb criterion.
The Buddhist Triad Cave in Gunwi (National treasure No. 109) consists of porphyritic biotite granite, and it has been deteriorated into microorganic smears, white films, brown rusts, granular decay, color changes, and joints by the same weathering factors as rain, moisture, temperature variation and microorganic living. Main origin is probably the rain that leaks into the cave along joints in Palgongsan granite, and then its moisture grows many microorganism and is frozen over during winter. The granites around the cave regularly develop two NEE and NWW joint sets that are conjugate to be a joint system. The NEE set extends far away with narrow joint spacings and affects the leakage of the rains, and is divided into 4 joint zones, among which J$_{m}$ and J$_{3}$ immediately affect the leaking water into the cave. An extensional Joint, in northern wall of the cave, was formed by toppling of the block between J$_{m}$and J$_{3}$joint zones from widening the Jm aperture by roots of a big pine tree, and passes through the J$_{m}$joint zone. This bypass allows no circulation of small rain, but a good circulation of heavy rain from influx to the cave for a long pathway. Many Joints and cracks, in the ceiling near the cave entrance, immediately get through the J$_3$ joint zone, and have a good circulation of small rain 10 mm. Both J$_{m}$and J$_{3}$ joint zones are, therefore, chief influxes that cause leakage of the rains.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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