By conducting uniaxial loading cycle tests on the coal rock with outburst proneness, the dilatation characteristics at different loading rates were investigated. Under uniaxial loading and unloading, the lateral deformation of coal rock increased obviously before failure, leading to coal dilatation. Moreover, the post-unloading recovery of the lateral deformation was rather small, suggesting the onset of an accelerated failure. As the loading rate increased further, the ratio of the stress at the dilatation critical point to peak-intensity increased gradually, and the pre-peak volumetric deformation decreased with more severe post-peak damage. Based on the laboratory test results, the lateral deformation of the coals at different depths in the #1302 isolated coal pillars, Yangcheng Coal Mine, was monitored using wall rock displacement meter. The field monitoring result indicates that the coal lateral displacement went through various distinct stages: the lateral displacement of the coals at the depth of 2-6 m went through an "initial increase-stabilize-step up-plateau" series. When the coal wall of the working face was 24-18 m away from the measuring point, the coals in this region entered the accelerated failure stage; as the working face continued advancing, the lateral displacement of the coals at the depth over 6 m increased steadily, i.e., the coals in this region were in the stable failure stage.
When tunnel is excavated via drilling and blasting, the excessive overbreak is the primary cause of personal or equipment safety hazards and increasing the cost of the tunnel operation owing to additional ground supports such as shotcrete. The practical management of overbreak is extremely difficult due to the complex causative mechanism of it. The study examines the relationship between rock mass characteristics (unsupported face condition, uniaxial compressive strength, face weathering and alteration, discontinuities- frequency, condition and angle between discontinuities and tunnel contour) and the depth of overbreak through using feed-forward artificial neuron networks. Then, Overbreak Resistance Factor (ORF) has been developed based on the weights of rock mass parameters to the overbreak phenomenon. Also, a new concept of tunnel overbreak management system using ORF has been suggested.
Chang-Xiang Wang;Qing-Heng Gu;Meng Zhang;Cheng-Yang Jia;Bao-Liang Zhang;Jian-Hang Wang
Geomechanics and Engineering
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v.36
no.5
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pp.427-440
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2024
This study concentrates on the 301 comprehensive caving working face, notable for its considerable mining height. The roof model is established by integrating prior geological data and the latest borehole rock stratum's physical and mechanical parameters. This comprehensive approach enables the determination of lithology, thickness, and mechanical properties of the roof within 50 m of the primary mining coal seam. Utilizing the transfer rock beam theory and incorporating mining pressure monitoring data, the study delves into the geometric parameters of the direct roof, basic roof movement, and roof pressure during the initial mining process of the 301 comprehensive caving working face. The direct roof of the mining working face is stratified into upper and lower sections. The lower direct roof consists of 6.0 m thick coarse sandstone, while the upper direct roof comprises 9.2 m coarse sandstone, 2.6 m sandy mudstone, and 2.8 m medium sandstone. The basic roof stratum, totaling 22.1 m in thickness, includes layers such as silty sand, medium sandstone, sandy mudstone, and coal. The first pressure step of the basic roof is 61.6 m, with theoretical research indicating a maximum roof pressure of 1.62 MPa during periodic pressure. Extensive simulations and analyses of roof subsidence and advanced abutment pressure under varying working face lengths. Optimal roof control effect is observed when the mining face length falls within the range of 140 m-155 m. This study holds significance as it optimizes the working face length in thick coal seams, enhancing safety and efficiency in coal mining operations.
The magnitude and distribution of tunnel deformation were widely discussed topics in tunnel engineering. In this paper, a three-dimensional (3D) finite element program was used for the analysis of various horseshoe-shaped opening expressway tunnels under different geologies. Two rock material models - Mohr-Coulomb and Hoek-Brown were executed in the process of analyses; and the results show that the magnitude and distribution of tunnel deformation were close by these two models. The tunnel deformation behaviors were relevant to many factors such as cross-sections and geological conditions; but the geology was the major factor to the normalized longitudinal deformation profile (LDP). If the time-dependent factors were neglected, the maximum displacements were located at the distance of 3 to 4 tunnel diameters behind the excavation face. The ratios of displacement at the excavation face to the maximum displacement were around 1/3 to 1/2. In general, the weaker the rock mass, the larger the ratio. The displacements in front of the excavation face were decreased with the increasement of distance. At the distance of 1.0 to 1.5 tunnel diameter, the displacements were reduced to one-tenth of the maximum displacement.
Kim, Kwang-Yeom;Kim, Chang-Yong;Kim, Kwang-Sik;Yim, Sung-Bin;Seo, Kyoung-Won
The Journal of Engineering Geology
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v.19
no.4
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pp.483-492
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2009
During construction of a tunnel and underground structure, it is very important to acquire accurate information of the rock mass will be excavated. In this study, the drill monitoring method was applied for rapid prediction of geological condition ahead of the tunnel face. Mechanical data(speed, torque and feed pressure) from drilling process using a hydraulic drilling machine were analyzed to assess rock mass characteristics. Rock mass information acquired during excavation from drilling monitoring were compared with results from horizontal boring and tunnel seismic profiling(TSP). As the result, the drilling monitoring method is useful to assess rock mass condition such as geological structures and physical properties ahead of the tunnel face.
To deal with the case of a rigid retaining wall built close to a stable rock face with cohesionless backfill, analytical solution methods Proposed by Spangler- Handy and Sokolovskii are modified. The modified solution methods, taking into account different friction angles along the wall and the rock face, can estimate the developed static or dynamic horizontal earth pressures behind vertical retaining walls experiencing various types of outward wall movements. The range of application of each proposed method, which is represented by the ratio of the distance between the wall and the rock face to the height of the wall, is compared with each other and also is examined for different wall friction angles as well as soil friction angles. Further, the result predicted by the modified Spangler - Handy solution method is compared with that from the experimental model test on sand. The comparison shows in general good agreements at various stages of retaining wall rotation about its toe. Finally results of analytical parametric study, together with the design charts, are presented to demonstrate the effects of wall friction angles and horizontal acceleration coefficients.
In construction of buildings in Korea, the buildings are frequently founded on the weathered ground (weathered soil/rock, fractured rock). In this case, to make a full use of a bearing capacity of a weathered ground for economic design, the shallow mat foundation system could be used. In this study, we have researched three cases of mat foundations on the weathered ground in Korea, and analyzed and considered the design procedures and the reinforcing methods. That is, we have considered the detail design, analysis proceedings, the ground settlement evaluation proceedings, the rock face mapping evaluations after excavation and reinforcing methods of the mat foundation on the weathered ground. And large scale plate load tests on the weathered ground supporting the mat foundation were performed and also load bearing capacity and settlement of actual mat foundation, considering the scale effect, were evaluated.
The stability study on the rock slope where have produced failures in Boryung dam site was evaluated using the streonet analysis techniques. SMR(Slope Mass Rating) approach which is suitable for preliminary assessment of slope stability in rock was also carried out for rating rock mass. The 3-4 major discontinuity sets are distributed and all type of failure(plane, wedge and toppling failure) are presented in this slope face. The dip of slope must be lowered to friction angle(26degree), otherwise the possibility of plane and toppling faiue will always exist in this slope.
Longitudinal Displacement Profile (LDP) is an appropriate tool for determination of the displacement magnitude of the tunnel walls as a function of the distance to the tunnel face. Some useful formulations for calculation of LDP have been developed based on the monitoring data on site or by 3D numerical simulations. However, the presented equations are only based on the tunnel dimensions and for different quality of rock masses proposed a unique LDP. In the present study, it is tried to present a new formulation, for calculation of LDP, on the basis of Rock mass quality. For this purpose, a comprehensive numerical simulation program was developed to investigate the effect of rock mass quality on the LDP. Results of the numerical modelling were analyzed and the least square technique was used for fitting an appropriate curve on the derived data from the numerical simulations. The proposed formulation in the present study, is a logistic function and the constants of the logistic function were predicted by rock mass quality index (GSI). Results of this study revealed that, the LDP curves of the tunnel surrounded by rock masses with high quality (GSI>60) match together; because the rock mass deformation varies over an elastic range.
The construction of an emergency spillway of Imha Dam is being in progress on the granite region including fault fractured zone. Considering that this tunnel is being excavated in three paralled rows, the pillar width between each tunnel and the face distance between each tunnel face were evaluated. The Influence of the fault fractured zone for the tunnel stability was investigated by numerical modelling in 3D. Various geophysical investigations and rock engineering field tests were carried out for these purposes. It was suitable that the second tunnel would be excavated in advance, maintaining the face distance between each tunnel face of minimum 25 m. The results of numerical modelling showed that the roof displacement and the convergence of the second tunnel were insignificant, and the maximum bending compressive stress, the maximum shear stress of shotcrete and the maximum axial force of rockbolt were also insignificant. Therefore, it was estimated that the stability of the spillway tunnel was ensured.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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