To simulate the three4imensional effect occurring near the tunnel face in a two -dimensional model, empirical load -dirtribution ratio concept is frequently used in tunnel design. In this paper, three -dimensional analysis is performed and its results are compared with those of two dimensional analysis'to investigate the applicability of the loadiistribution ratio concept. Especially, stress concentration near the tunnel face is investigated in depth. A parametric study is performed to investigate the effect of each factor on the load distribution ratio. The factors considered here include unsupported span length, initial stress, rock quality, tunnel size and the depth of tunnel location Moreover, the load -distribution ratios for the typical tunnel sections in Seoul Subway to be used in the tunnel design are suggested.
Yunjuan Chen;Mengyue Liu;Fuqiang Yin;Lewen Zhang;Jing Wu;Jinrui Li
Geomechanics and Engineering
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v.38
no.1
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pp.1-13
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2024
The construction adit plays a pivotal role in enhancing the working face during the excavation of long-distance and deep hydraulic tunnels. However, the intersection zone between the main tunnel and the construction adit exhibits more intricate deformation patterns in surrounding rock, posing a significant threat to stability during excavation. Taking the Xianglushan tunnel in Yunnan Province, China, as a case study, the FLAC3D software is employed to simulate the excavation process at the intersection. The simulation results are verified combined with the field deformation monitoring results, and the spatial distribution of tunnel rock deformation in the intersection area are analyzed. Five excavation conditions with different intersection angles are simulated, and the surrounding rock deformation of the tunnel intersection area with different intersection angles is analyzed, and its influence range is discussed. The results show that: (1) The surrounding rock deformation in the intersection area increases rapidly during the tunnel excavation. With the increase of construction distance, the deformation of intersection area is gradually stable. (2) The deformation distribution of the tunnel rock is uneven, and the deformation of main tunnel near the intersection area is larger than that far away from the intersection area. (3) With the increase of the intersection angle, the surrounding rock deformation of the tunnel intersection and its influence range decreases gradually. The research results have certain guiding significance for the construction safety of the tunnel intersection area.
Influenced by the alternating effects of dynamic and static pressure during the mining process of close range coal seams, the surrounding rock support of cross mining roadway is difficult and the deformation mechanism is complex, which has become an important problem affecting the safe and efficient production of coal mines. The paper takes the inclined longwall mining of the 10304 working face of Zhongheng coal mine as the engineering background, analyzes the key strata fracture mechanism of the large inclined right-angle trapezoidal mining field, explores the stress distribution characteristics and transmission law of the surrounding rock of the roadway affected by the mining of the inclined coal seam, and proposes a segmented and hierarchical support method for the cross mining roadway affected by the mining of the close range coal seam group. The research results indicate that based on the derived expressions for shear and tensile fracture of key strata, the ultimate pushing distance and ultimate suspended area of a right angle trapezoidal mining area can be calculated and obtained. Within the cross mining section, along the horizontal direction of the coal wall of the working face, the peak shear stress is located near the middle of the boundary. The cracks on the floor of the cross mining roadway gradually develop in an elliptical funnel shape from the shallow to the deep. The dual coupling support system composed of active anchor rod support and passive U-shaped steel shed support proposed in this article achieves effective control of the stability of cross mining roadways, which achieves effective control of floor by coupling active support and preventive passive support to improve the strength of the surrounding rock itself. The research results are of great significance for guiding the layout, support control, and safe mining of cross mining roadways, and to some extent, can further enrich and improve the relevant theories of roof movement and control.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.8
no.2
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pp.101-113
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2006
Arching effect occurs around the unsupported excavation surface near to tunnel face when a tunnel is excavated in a stable rock mass. If a weak fracture zone exists in front of tunnel face, a displacement occurs between tunnel face and weak fracture zone due to stress concentration. If three-dimensional absolute coordinates (longitudinal, transverse, vertical direction) is measured at tunnel face by geodetic method, the ground change in front of the tunnel face can be predicted by analysing three-dimensional absolute displacement. The purpose of this study is to verify the analysis method of three-dimensional absolute displacement by comparing the trend of displacement ratio at crown and sidewall of tunnel and the influence line/trend line of crown settlement compared with TSP results in the same section.
Variables influencing the free face movement due to rock blasting include the physical and mechanical properties, in particular the discontinuity characteristics, explosive type, charge weight, burden, blast-hole spacing, delay time between blast-holes or rows, stemming conditions. These variables also affects the blast vibration, air blast and size of fragmentation. For the design of surface blasting, the priority is given to the safety of nearby buildings. Therefore, blast vibration has to be controlled by analyzing the free face movement at the surface blasting sites and also blasting operation needs to be optimized to improve the fragmentation size. High-speed digital image analysis enables the analyses of the initial movement of free face of rock, stemming optimality, fragment trajectory, face movement direction and velocity as well as the optimal detonator initiation system. Even though The high-speed image analysis technique has been widely used in foreign countries, its applications can hardly be found in Korea. This thesis aims at carrying out a fundamental study for optimizing the blast design and evaluation using the high-speed digital image analysis. A series of experimentation were performed at two large surface blasting sites with the rock type of shale and granite, respectively. Emulsion and ANFO were the explosives used for the study. Based on the digital images analysis, displacement and velocity of the free face were scrutinized along with the analysis fragment size distribution. In addition, AUTODYN, 2-D FEM model, was applied to simulate detonation pressure, detonation velocity, response time for the initiation of the free face movement and face movement shape. The result show that regardless of the rock type, due to the displacement and the movement velocity have the maximum near the center of charged section the free face becomes curved like a bow. Compared with ANFO, the cases with Emulsion result in larger detonation pressure and velocity and faster reaction for the displacement initiation.
Borehole radar reflection surveys were carried out in the horizontal borehole to detect EDZ while constructing the tunnel for the research facility of the nuclear waste disposal in Korea. The horizontal borehole has been bored at a length of 35 m from shelter to be parallel with the tunnel which would be planed. While the tunnel has been constructing with the explosive excavation, the borehole radar reflection surveys carried out 5 times with the interval of 2 or 4 days for monitoring EDZ. The most typical change of the reflection event resulted from the face of the wall of tunnel which had been produced newly by the excavation of the tunnel daily, EDZ has been detected with constructing images of difference between two measurement stages, and also the change of EDZ through the time has been done, which is due to the generation of crack and weakening of the rock strength of the face of the tunnel's wall near previous portion of the face of a blind end of tunnel according to explosive excavation.
Journal of Korean Tunnelling and Underground Space Association
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v.10
no.1
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pp.69-79
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2008
Prediction of ground condition ahead of tunnel face might be the most important factor to prevent collapse during tunnel excavation. In this study, a non-destructive method to evaluate the phase velocity in model rock mass using wavelet transform of surface wave was proposed aiming at ground condition assessment ahead of tunnel face. Model tests using gypsum as a rocklike material composed of two layers were performed. A Piezoelectric actuator with frequencies ranging from 150 Hz to 5 kHz was selected as a harmonic source. The acceleration history was measured with two accelerometers. Wavelet transform analysis was used to obtain the dispersion curves from the measured data. The experimental results showed that the near-field effects can be neglected if the distance between two receivers is chosen to be three times the wavelength. A simple inversion method using weighted factor based on the normal distribution was proposed. The inversion results showed that the predicted phase velocity agreed reasonably well with the measured one when the wavelength influence factor was 0.2. The depth of propagation of surface wave was from 0.42 to 0.63 times the wavelength. The range of wavelength varying with phase velocity in dispersion curve matched well with that estimated by inversion technique.
Kim, Hyung-Min;Lee, Su-gon;Lee, Byok-Kyu;Woo, Jae-Gyung;Hur, Ik;Lee, Jun-Ki
Journal of the Korean Geotechnical Society
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v.35
no.5
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pp.5-19
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2019
Considering the natural phenomenon in which steep slopes ($65^{\circ}{\sim}85^{\circ}$) consisting of rock mass remain stable for decades, slopes steeper than 1:0.5 (the standard of slope angle for blast rock) may be applied in geotechnical conditions which are similar to those above at the design and initial construction stages. In the process of analysing the stability of a good to fair continuum rock slope that can be designed as a steep slope, a general method of estimating rock mass strength properties from design practice perspective was required. Practical and genealized engineering methods of determining the properties of a rock mass are important for a good continuum rock slope that can be designed as a steep slope. The Genealized Hoek-Brown (H-B) failure criterion and GSI (Geological Strength Index), which were revised and supplemented by Hoek et al. (2002), were assessed as rock mass characterization systems fully taking into account the effects of discontinuities, and were widely utilized as a method for calculating equivalent Mohr-Coulomb shear strength (balancing the areas) according to stress changes. The concept of calculating equivalent M-C shear strength according to the change of confining stress range was proposed, and on a slope, the equivalent shear strength changes sensitively with changes in the maximum confining stress (${{\sigma}^{\prime}}_{3max}$ or normal stress), making it difficult to use it in practical design. In this study, the method of estimating the strength properties (an iso-angle division method) that can be applied universally within the maximum confining stress range for a good to fair continuum rock mass slope is proposed by applying the H-B failure criterion. In order to assess the validity and applicability of the proposed method of estimating the shear strength (A), the rock slope, which is a study object, was selected as the type of rock (igneous, metamorphic, sedimentary) on the steep slope near the existing working design site. It is compared and analyzed with the equivalent M-C shear strength (balancing the areas) proposed by Hoek. The equivalent M-C shear strength of the balancing the areas method and iso-angle division method was estimated using the RocLab program (geotechnical properties calculation software based on the H-B failure criterion (2002)) by using the basic data of the laboratory rock triaxial compression test at the existing working design site and the face mapping of discontinuities on the rock slope of study area. The calculated equivalent M-C shear strength of the balancing the areas method was interlinked to show very large or small cohesion and internal friction angles (generally, greater than $45^{\circ}$). The equivalent M-C shear strength of the iso-angle division is in-between the equivalent M-C shear properties of the balancing the areas, and the internal friction angles show a range of $30^{\circ}$ to $42^{\circ}$. We compared and analyzed the shear strength (A) of the iso-angle division method at the study area with the shear strength (B) of the existing working design site with similar or the same grade RMR each other. The application of the proposed iso-angle division method was indirectly evaluated through the results of the stability analysis (limit equilibrium analysis and finite element analysis) applied with these the strength properties. The difference between A and B of the shear strength is about 10%. LEM results (in wet condition) showed that Fs (A) = 14.08~58.22 (average 32.9) and Fs (B) = 18.39~60.04 (average 32.2), which were similar in accordance with the same rock types. As a result of FEM, displacement (A) = 0.13~0.65 mm (average 0.27 mm) and displacement (B) = 0.14~1.07 mm (average 0.37 mm). Using the GSI and Hoek-Brown failure criterion, the significant result could be identified in the application evaluation. Therefore, the strength properties of rock mass estimated by the iso-angle division method could be applied with practical shear strength.
The air quality near the backfilled site area is significantly deteriorated during and even after the curing period of the backfill materials. Hazardous gases such as NH3 and CO2 may leak out prolongedly from the mined-out sites backfilled with the composite carbonate-based material; leakage can be observed at the underground working sites as well as on the surface. At operating mines, underground gas leakage will severely aggravate the workplace environment. The ventilation schemes should supply sufficient air to dilute the contaminated air, and control the toxic gas leakage and dispersion. This study shows the applicability of pressurization ventilation system to control gas leakage and dispersion at the backfilled underground mine site.
Korea-America tungsten treaty is not only Earnning Us Dollar but also it was turnning point of tunnelling technology development such as a burn cut. Because 10th of specialist worked at Sangdong mine under treaty. The first of all, Experimental blasting pattern for single free face carried out. As a result it has brought the burden and $charge/m^3$ and also space distance. After the center holes are blasted. Remain of the works was the implementation of bench cut against the openning to make the full sectional are required. $Ca=\frac{A}{SW}$ where as A =ndi=m activated area S = Peripheral length of Charged room Ca = Rock Coefficient di=Holes diameter Later in 1980, The Oynaite Explosive is Replaced into Emulsion & Milli-Second Delay Electric Cap. Seqential Blasting machine were Applied in the Site. The Subway Tunnelling have been worked so Carefully for Vibration and Noise to near Shopping and housing area. We carried out Empirical formula to solve city Envoirement pollution as follow For Granite: $V=KW^{0.57}D^{-1.75}$ For Granite : $V=KW^{0.5}D^{-1.5}$ V=PPV(cm/sec) K=Coefficency D=Distance(m) W=Amount of power/delay(kg)
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[게시일 2004년 10월 1일]
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