This is a study on large-scale rock joint roughness measurements using LIDAR (light detection and ranging) and the Split-FX point cloud processing software. The large-scale rock Joint Roughness Coefficient (JRC) is calculated using the maximum amplitude of joint asperities over the profile length on large-scale Joint surfaces of rock. As the profile length increases, JRC decreases due to scale-effects of rock specimens and is non-stationary. Also JRC shows anisotropy depending on the profile direction. The profile direction is measured relative to either dip or strike of the large-scale joint.
Proceedings of the Korean Geotechical Society Conference
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2001.03a
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pp.73-80
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2001
The shear strength of jointed rock is influenced by effective normal stress, joint wall compressive strength, joint roughness and so on. Since joint roughness makes considerable influences on shear strength of jointed rock, many studies tried to get quantitative joint roughness parameter. Until now, Joint Roughness Coefficient, JRC proposed by Barton has been prevalently used as a rock joint roughness parameter In spite of its disadvantages. In this study, a quantification of rock joint roughness is performed using surface roughness parameter, Rs. Proposed method is applied to rock core specimens, field joint surfaces, and JRC profiles. The scale of fluctuation is introduced to extend the suggested method to the large scale field joint surface roughness. Based on the quantification of joint surface roughness, joint shear tests are performed with the portable shear box. The relationship between joint surface roughness and joint shear strength is investigated and finally, a rock joint shear strength equation is derived from these results. The equation has considerable credibility and originality in that it is obtained from laboratory tests and expressed with quantified parameter.
This paper introduces the surface roughness parameter, Rs to the characterization of joint roughness and quantitatively illustrates the influence of joint roughness on the joint shear strength. A new peak shear strength criterion for rock joints using Rs is suggested. The results show that the surface roughness parameter, Rs can appropriately reflect the degree of roughness for the rock joint surfaces tested in this study A measuring interval of 2mm and profile length of 5cm can be used to characterize the joint roughness of the rock core size surfaces; however, the scale of fluctuation, $\delta_\alpha$ should be considered to extend the surface roughness parameter, Rs to the large-scale field rock joint surfaces. For the smooth joint roughness, sliding of the rock cores is the principal shear mechanism; however, the breakage of roughness from the rock cores is inferred for rougher joint roughness.
Recently, rock slope in large scale is often accompanied with the construction of mountain roads and power plants. Rock in nature has a number of discontinuities such as bedding plane, joints, fracture zones and others. In order to improve rock slope stability, it is necessary to research shear properties of rock joint. In this paper shear properties of rock joint were studied by tilting test. Relations between properties of roughness and shear behavior of rock joint are investigated experimentally. The roughness are examined by compared with shear strength. Consequently, it becomes clear that the engineering properties and failure state modes of slope is different by JRC, and the peak friction angle is different by percent of filling.
The large scale rock falling had occurred on 22nd February, 2007 in the Cheongbuldong valley area of Seoraksan National Park, and the visiting pass had been closed for a while. Similar cases of rock falling have occurred in the latest years according to a great variety of crack, joint, weathering of solid rock and surface water caused by a recent climatic change in the Seoraksan National Park. In this study, rock falling energy was estimated and the movement of rockslide was analysed based on detailed investigation on large scale rockslides occurring at the spot 80 m high from the bottom of the valley. From analysing results, the effective management method for rock falling was proposed. The method could minimized the dangerous factors with no change of natural environment of the National Park.
Kim, Dong-Hee;Jung, Hyuk-Il;Kim, Seok-Ki;Lee, Woo-Jin;Ryu, Dong-Woo
Journal of the Korean Geotechnical Society
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v.23
no.10
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pp.97-107
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2007
Accurate evaluation of the slope stability by assuming failure block as the entire slope is considered to be apposite for the small scale slope, whereas it is not the case for the large scale slope. Hence, appropriate estimation of a failure block size is required since the safety factor and the joint strength parameters are the function of the failure block size. In this paper, the size of failure block was investigated by generating 3-dimensional rock joint system based on statistical data of joints obtained from research slope, such as joint orientation, spacing and 3-dimensional joint intensity. The result indicates that 33 potential failure blocks exist in research slope, as large as 1.4 meters at least and 38.7 meters at most, and average block height is 15.2 meters. In addition, the data obtained from 3 dimensional joint system were directly applicable to the probability analysis and 2 and 3 dimensional discontinuity analysis.
When a non-persistent joint system is formed in a large-scale rock slope, slope failure may occur due to presence of a the stepped sliding surface. Such a surface can be divided into joint-to-joint sliding surfaces or joint-to-rock bridge sliding surfaces. In the latter case, the rock bridge provides shear resistance parallel to the joint and tensile resistance perpendicular to the joint. The load of the sliding rock can lead to failure of the rock bridge, thereby connecting the two joints at each ends of the bridge and resulting in step-path failure of the slope. If each rock bridge on a slope has the same length, the tensile strength is lower than the shear strength, resulting in the rock bridges oriented perpendicular to the joint being more prone to failure. In addition, the smaller the ratio of discontinuity spacing to length, the greater the likelihood of step-path failure. To assess the risk of stepped sliding on a rock slope with non-persistent joints, stability analysis can be performed using limit equilibrium analysis or numerical analysis. This involves constructing a step-path failure surface through a systematic discontinuity survey and analysis.
A statistical method for assessing the joint persistence based on the in-situ measurement of joint trace length has been derived. This method utilizes the probability density distribution of either the joint trace length or the diameter of hypothetically circular joint diameter depending on the relative size of joint surface to that of the potential keyblock. The stability of potential keyblock with different sizes and joint persistences has been also calculated to illustrate the applicability of the developed method to the design and the safe excavation of large scale underground openings.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.11
no.1
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pp.1-9
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2009
When a rock slope is excavated adjacent to a existing tunnel, the behavior of the existing tunnel in the jointed rock masses is greatly influenced by the joint conditions and slope status. In this study, the effects of joint dip and slope angle close to a tunnel are investigated through a large scale model using a biaxial test equipment ($3.1\;m\;{\times}\;3.1\;m\;{\times}\;0.50\;m$ (width $\times$ height $\times$ length)). The jointed rock masses were built by concrete blocks. The diameter of the modeled tunnel is 0.6 m and the dip angles of joint vary in the range of $0-90^{\circ}$. In addition, the excavated slope angle varies within $30{\sim}90^{\circ}$. Deformational behaviors of the tunnel were analyzed in consideration of joint dip and slope angle. With increase of the joint dip and slope angle, the magnitude of tunnel distortion and the moment of tunnel lining were increased. Rock mass displacement in horizontal was also dependent on the joint dip and the excavated slope angle, which indicated the optimal slope reinforcement for a specific rock mass conditions.
Kim, Hyung-Mok;Ryu, Dong-Woo;Synn, Joong-Ho;Song, Won-Kyong
Tunnel and Underground Space
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v.20
no.6
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pp.434-445
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2010
Underground compressed air energy storage (CAES) system in a lined rock cavern is considered one of the promising large-scale energy storage technologies. In this study, permeabilities of concrete lining block and its construction joint, which are the major components of an air tightness system of the undeground CAES, were measured from a model experiment. From the experiment, it was found that intrinsic permeability of construction joint was larger than that of concrete block by the order scale of $10^1{\sim}10^4$, so that it would be very important to control the quality of construction joints in-situ in order to secure air tightness of storage system. And the permeability of construction joint could be decreased as low as that of the concrete block by pasting an acryl-type adhesive on bonding surfaces. Higher degrees of water saturation of the concrete block resulted in the lower permeability, which is more preferable in the viewpoint of air tightness of storage cavern.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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