Luận án đã phân tích tổng quan hiện trạng và nghiên cứu về ổn định bãi thải tại các mỏ lộ thiên ở trên thế giới và ở Việt Nam. Nghiên cứu cũng chỉ rõ các phương pháp tính toán ổn định bãi thải trong điều kiện mưa mùa tại các nước trên thế giới. Từ đó đã nêu lên được tính cấp thiết của đề tài, những vấn đề mà luận án cần tập trung giải quyết để ứng dụng cụ thể vào công tác đổ thải tại các mỏ than lộ thiên ở vùng Cẩm Phả Quảng Ninh Thông qua các mô hình bãi thải, luận án sử dụng các phần mềm chuyên dụng đã khảo sát ảnh hưởng của các thông số tới ổn định bãi thải: cường độ và thời gian mưa, địa chấn do động đất và nổ mìn, các tính chất nền bãi thải, các thông số hình học, tính chất cơ lý đất đá thải, công nghệ và thiết bị đổ thải. Từ đó cho thấy: nước mưa tạo thành các dòng chảy xâm nhập vào bãi thải làm các chỉ tiêu: dung trọng tăng lên, lực dính kết và góc nội ma sát giảm, áp lực nước lỗ rỗng tăng gây ứng suất cắt tăng, hệ số ổn định giảm dần và đạt giá trị nhỏ nhất sau khi mưa 24 giờ. Căn cứ hiện trạng biến dạng, các thông số bãi thải, luận án sử dụng phương pháp tính ngược xác định các thông số C, φ của bãi thải ở trạng thái nguy hiểm làm điều kiện giới hạn cho các tính toán lựa chọn thông số hình học bãi thải Bằng kinh nghiệm tại các mỏ trên thế giới, hiện trạng các bãi thải than lộ thiên vùng Quảng Ninh, luận án đã phân loại các bãi thải theo tiêu chí nguy cơ mất ổn định, đề xuất tiêu chí tính toán ổn định bãi thải. Với cùng dung tích, chiều cao, hệ số ổn định yêu cầu luận án đã sử dụng mô141 hình hình học tính toán và xác định bãi thải có dạng hình elip với tỷ lệ bán trục bằng 2 sẽ chiếm diện tích sử dụng nhỏ nhất Căn cứ vào các tính chất đất đá thải, thiết bị tham gia đổ thải, yêu cầu ổn định trong điều kiện mưa mùa và các kịch bản về địa chấn bằng các phần mềm chuyên dụng và phân tích độ nhạy ổn định bãi thải khi thay đổi các thông số đầu vào, luận án đã xác định các thông số tối ưu cho bãi thải than lộ thiên vùng Quảng Ninh như: chiều cao tầng thải, góc dốc sườn tầng, bề rộng mặt tầng, chiều cao giới hạn của bãi thải. Luận án đã đề xuất kỹ thuật đổ thải đảm bảo hệ số ổn định, sử dụng tối đá dung tích chứa với chi phí nhỏ: đổ tầng cao < 90 m phía trong và đổ bao phía ngoài các tầng thải có chiều cao 30 m. Khi bề rộng chân tầng thải tới biên giới kết thúc nhỏ cần đổ thải từ dưới lên trên với các tầng chiều cao 30 m, góc dốc tầng thải 35o. Sơ đồ công nghệ đổ theo phương pháp chi vi đối với mùa khô và phương pháp diện tích đối với mùa mưa. Tại các bãi thải trong hoặc khu vực thung lũng có thể đổ thải đầu tầng với chiều cao tối đa. Khi phía dưới có công trình hầm lò cần đổ thải theo lớp với chiều cao lớp 5÷10 m theo trình tự từ dưới lên trên. Đối với các mỏ sử dụng liên hợp ô tô - băng tải để vận chuyển đất đá và đổ thải chiều cao tầng thải khi sử dụng băng tải từ <90 m. Kết thúc sẽ sử dụng ô tô + máy ủi đổ ốp xung quanh tạo tầng có chiều cao 30 m. Luận án cũng đã vận dụng được các kết quả nghiên cứu để phân tích, đề xuất các thông số, kỹ thuật đổ thải tại bãi thải Bàng Nâu mỏ Cao Sơn đảm bảo hệ số ổn định yêu cầu trong mùa mưa có kể đến sự ảnh hưởng của địa chấn
210 trang |
Chia sẻ: huydang97 | Ngày: 27/12/2022 | Lượt xem: 393 | Lượt tải: 1
Bạn đang xem trước 20 trang tài liệu Luận án Nghiên cứu kỹ thuật đổ thải đất đá hợp lý nhằm đảm bảo độ ổn định bãi thải trong điều kiện mưa mùa nhiệt đới cho các mỏ than lộ thiên vùng Cẩm Phả - Quảng Ninh, để xem tài liệu hoàn chỉnh bạn click vào nút DOWNLOAD ở trên
Căn cứ vào các tính chất đất đá thải, thiết bị tham gia đổ thải, yêu cầu ổn định
trong điều kiện mưa mùa và các kịch bản về địa chấn bằng các phần mềm chuyên dụng
và phân tích độ nhạy ổn định bãi thải khi thay đổi các thông số đầu vào, luận án đã xác
định các thông số tối ưu cho bãi thải than lộ thiên vùng Quảng Ninh như: chiều cao
tầng thải, góc dốc sườn tầng, bề rộng mặt tầng, chiều cao giới hạn của bãi thải.
Luận án đã đề xuất kỹ thuật đổ thải đảm bảo hệ số ổn định, sử dụng tối đá
dung tích chứa với chi phí nhỏ: đổ tầng cao < 90 m phía trong và đổ bao phía ngoài
các tầng thải có chiều cao 30 m. Khi bề rộng chân tầng thải tới biên giới kết thúc
nhỏ cần đổ thải từ dưới lên trên với các tầng chiều cao 30 m, góc dốc tầng thải 35o.
Sơ đồ công nghệ đổ theo phương pháp chi vi đối với mùa khô và phương pháp diện
tích đối với mùa mưa. Tại các bãi thải trong hoặc khu vực thung lũng có thể đổ thải
đầu tầng với chiều cao tối đa. Khi phía dưới có công trình hầm lò cần đổ thải theo
lớp với chiều cao lớp 5÷10 m theo trình tự từ dưới lên trên. Đối với các mỏ sử dụng
liên hợp ô tô - băng tải để vận chuyển đất đá và đổ thải chiều cao tầng thải khi sử
dụng băng tải từ <90 m. Kết thúc sẽ sử dụng ô tô + máy ủi đổ ốp xung quanh tạo
tầng có chiều cao 30 m.
Luận án cũng đã vận dụng được các kết quả nghiên cứu để phân tích, đề xuất
các thông số, kỹ thuật đổ thải tại bãi thải Bàng Nâu mỏ Cao Sơn đảm bảo hệ số ổn
định yêu cầu trong mùa mưa có kể đến sự ảnh hưởng của địa chấn.
2. KIẾN NGHỊ
- Tiếp tục nghiên cứu phát triển các mô hình lý thuyết và thực nghiệm lượng
nước mưa chảy vào bãi thải theo cường độ và thời gian mưa nhằm xác định qui luật
nước xâm nhập vào bãi thải, sự thay đổi các chỉ tiêu cơ lý đất đá thải.
- Sử dụng phương pháp phần tử hữu hạn cho mô hình tính toán ổn định bãi
thải cho kết quả chính xác nhất so với các phương pháp hiện có khi các thông số
đầu vào đủ độ tin cậy. Vì vậy cần tiếp tục sử dụng phương pháp phần tử hữu hạn để
tính toán ổn định cho các bờ mỏ, bãi thải tại các mỏ lộ thiên khác.
142
DANH MỤC CÁC CÔNG TRÌNH ĐÃ CÔNG BỐ
LIÊN QUAN ĐẾN LUẬN ÁN CỦA NGHIÊN CỨU SINH
1. Nguyễn Tam Tính, Bùi Xuân Nam (2016), Mạng nơ-ron nhân tạo và khả
năng xác định mức độ biến động theo thời gian của bề mặt bãi thải, Công nghiệp
Mỏ, số 2/2016, 46-52.
2. Nguyễn Tam Tính (2019), Đánh giá hiện trạng một số bãi thải của các mỏ
lộ thiên khu vực Cẩm Phả, Quảng Ninh và đề xuất một số giải pháp nâng cao độ ổn
định của chúng, Khoa học Kỹ thuật Mỏ - Địa chất, Tập 60, Kỳ 2 (2019), 121-130.
3. Hoang Nguyen, Nguyen Tam Tinh, Dinh Tien (2021), Utilizing a bagging
model based on decision trees and k-nearest neighbors for predicting slope stability
in open pit mines, International Conference on Geotechnical challenges in Mining,
Tunneling & Underground structures (ICGMTU 2021), 20-21 December 2021,
Malaysia.
4. Nguyen Tam Tinh, Xuan-Nam Bui (2021), Identification of The Suitable
Type of Waste Dumps for Open-Pit Coal Mines in Cam Pha, Quang Ninh,
International Journal of Scientific & Engineering Research, Volume 12, Issue 12,
Nov-2021.
5. Nguyễn Tam Tính, Phạm Duy Thanh (2022), Đánh giá khả năng ứng dụng
máy bay không người lái trong quan trắc và đánh giá độ ổn định bãi thải mỏ lộ
thiên, Công nghiệp Mỏ, số 1/2022, 40-45.
6. Nguyễn Tam Tính (2022), Nghiên cứu các giải pháp đảm bảo ổn định bãi
thải Bàng Nâu – mỏ than Cao Sơn, Tài nguyên và Môi trường, Kỳ 2, 4/2022, 47-49.
143
TÀI LIỆU THAM KHẢO
A. TIẾNG VIỆT
1. Cao Văn Chí, Cơ học đất, NXB Xây dựng, Hà Nội - 2003
2. Lê Công Cường và nnk (2017), Báo cáo tổng kết đề tài: “Nghiên cứu mức độ
đập vỡ đất đá hợp lý cho mỏ than Cao Sơn”, Viện Khoa học Công nghệ Mỏ -
Vinacomin, Hà Nội
3. Hồ Sĩ Giao, Bùi Xuân Nam, Lưu Văn Thực, Đỗ Ngọc Tước (2017), Khai
thác quặng, Nhà xuất bản khoa học và kỹ thuật, Hà Nội.
4. Hồ Sĩ Giao, Bùi Xuân Nam, Nguyễn Anh Tuấn (2009), Khai thác khoáng
sản rắn bằng phương pháp lộ thiên, Nhà xuất bản KH&KT, Hà Nội
5. Dương Trung Tâm (2016), Báo cáo tổng kết đề tài: “Nghiên cứu độ ổn định,
lựa chọn thông số, trình tự đổ thải, các giải pháp thoát nước và các công
trình bảo vệ phù hợp với tình hình biến đổi khí hậu tại các bãi thải mỏ than
lộ thiên thuộc TKV”, Viện khoa học công nghệ Mỏ - Vinacomin, Hà Nội.
6. Đoàn Văn Thanh và nnk (2020), Báo cáo tổng kết đề tài: Nghiên cứu công
nghệ đổ thải phù hợp tại các khu vực kết thúc khai thác lộ thiên, Viện Khoa
học Công nghệ Mỏ-Vinacomin, Hà Nội.
7. Hoàng Hùng Thắng (2016). Nghiên cứu đánh giá mức độ tác hại và hoàn
thiện công nghệ xử lý CTR phát sinh trong khai thác than hầm lò vùng
Quảng Ninh, Đại học Mỏ - Địa chất, Hà Nội
8. Nguyễn Tam Tính, Bùi Xuân Nam (2016), Mạng nơ-ron nhân tạo và khả
năng xác định mức độ biến động theo thời gian của bề mặt bãi thải, Tạp chí
Công nghiệp mỏ, số 2/2016, 46-52
9. Đỗ Ngọc Tước (2013), Báo cáo tổng kết đề tài: “Nghiên cứu lựa chọn các
giải pháp công nghệ đổ thải hợp lý đối với các khu vực nền có cấu trúc địa
chất yếu ở các mỏ khai thác than-khoáng sản lộ thiên”, Viện khoa học công
nghệ Mỏ - Vinacomin, Hà Nội
10. Phạm Xuân Tráng (2020), Báo cáo tổng kết đề tài: “Nghiên cứu, theo dõi,
đánh giá và hoàn thiện công nghệ vận tải liên hợp ô tô - băng tải và đổ thải
144
đất đá theo hình thức bãi thải cao tại Bàng Nâu của mỏ than Cao Sơn”,
Công ty Cổ phần tư vấn mỏ - Vinacomin, Hà Nội.
11. Trần Mạnh Xuân (2011), Các quá trình sản xuất trên mỏ lộ thiên, Nhà xuất
bản Khoa học kỹ thuật, Hà Nội
12. Tập đoàn Công nghiệp Than - Khoáng sản Việt Nam, Báo cáo tổng hợp kết
quả thăm dò khu Đèo Nai - Cọc Sáu và Khe Chàm II-IV," Hà Nội, 2016.
B. TIẾNG ANH
13. A. Mac G. Robertson, Deformation and Monitoring of waste dump slopes, P.
Eng, Ph.D.
14. Anterrieu O, Chouteau M, Aubertin M (2010), Geophysical characterization
of the large-scale internal structure of a waste rock pile from a hard rock
mine, Bull Eng Geol Environ 69:533-548
15. Aubertin, M., Bussiere, B., & Bernier, L. (2002a), Environnement et gestion
des rejets miniers.
16 Barton, N., & Kjaernsli, B. (1981), Shear strength of rockfill. Journal of the
Geotechnical Engineering Division, 107(7), 873-891.
17. BCMWRPRC (1991a), Investigation and Design Manual – Interim
Guidelines. Mine Rock and Overburden Piles 1, Prepared by Piteau
Associates Engineering Ltd, May 1991
18. Beale and Read (2013), Guidelines for Evaluating Groundwater in Pit Slope
Stability, Schlumberger Water Services.
19. Bian, Z., Wang, H., Mu, S., & Leng, H. (2007), The Impact of Disposal and
Treatment of Coal Mining Wastes on Environment and Farmland, Internation
Conference "Waste Management, Environmental Geotechnology and Global
Sustainable Development (ICWMEGGSD'07-GzO'07), Ljubljana, Slovenia
20. Bishop, S. W. & Henkel, D. J. (1962), The measurement of soil properties in
the triaxial test, 2nd edn, London: Edward Arnold.
21. Bussie`re B, Chapuis RP (2006), Numerical simulations of long term
unsaturated flow and acid mine drainage at waste rock piles, In: Barnhisel
RI (ed) Proceddings of the 7th international conference on acid rock drainage
145
(ICARD) and the 23rd annual meetings of the Amercian Society of Mining
and Reclamation, St. Louis, pp 582-597
22. Bray, J. D., and Travasarou, T. (2009) “Pseudostatic Coefficient for Use in
Simplified Seismic Slope Stability Evaluation,” J. Geotech. Geoenviron. Eng.,
ASCE, Vol. 135, No. 9, pp. 1336-1340
23. Campbell (1974), Soil-water characteristic model.
24. CANMET (1977), Waste embankments. In Pit Slope Manual. Chapter 9.
CANMET Report 77-01. Minerals Research Program, Mining Research
Laboratories, Ottawa.
25. Clough, R. and Woodward, R. (1967), Analysis of Embankment Stresses and
Deformations, Journal of Soil Mechanics and Foundations Division, 4, 529-549.
26. Chen H, Lee C, Law K (2004), Causative mechanisms of rainfall-induced fill
slope failures, J Geotech Geoenviron Eng 130:593-602
27. Cho SE, Lee SR (2001), Instability of unsaturated soil slopes due to
infiltration, Comput Geotech 28(3):185-208
28. Dawood I, Aubertin M (2012), Influence of internal layers on water flow
inside a large waste rock piles, Technical Report EPM-RT-2012-001, E´ cole
Polytechnique de Montreal, Montreal, Quebec, Canada
29. Dawood I, Aubertin M, Intissar R, Chouteau M (2011), A combined
hydrogeological-geophysical approach to evaluate unsaturated flow in a
large waste rock pile, In: Paper presented at the Pan-Am CGS geotechnical
conference Toronto, Canada
30. Fala O, Aubertin M, Molson J, (2003), Numerical modelling of unsaturated
flow in uniform and heterogeneous waste rock piles. In: Sixth international
conference on acid rock drainage (ICARD), Australasian Institute of Mining
and Metallurgy, Cairns, Australia, Publication Series, pp 895-902
31. Fala O, Molson J, Aubertin M, Bussie`re B (2005), Numerical modelling of
flow and capillary barrier effects in unsaturated waste rock piles, Mine
Water Environ 24:172-185.
32. Fala, O., Aubertin, M., Bussière, B., Chapuis, R., & Molson, J. (2008),
Stochastic numerical simulations of long term unsaturated flow in waste rock
146
piles, Communication presented at GeoEdmonton 2008. Proc. Can. Geot.
Conf., (p. pp. 1492-1498.).
33. Fredlund, D. G. (1984), Analytical methods for slope stability analysis, State-
of-the-Art. Communication presented at Proc. 4th Int. Symp. Landslides, 1,
Toronto (p. 229-250).
34. Fredlund, D. G. (1995), The stability of slopes with negative pore water
pressures, Communication presented at Proceedings, Ian Boyd Donald
Symposium on Modern Developements in Geomechanics, Monash
university, Melbourne, Australia (p. pp. 99- 116).
35. Fredlund, D. G., Morgenstern, N. R., & Widger, R. A. (1978), The shear strength
of unsaturated soils, Canadian Geotechnical Journal, 15(3), 313-321.
36. Fredlund, D.G. and Xing, A. (1994), Equations for the Soil-Water
Characteristic Curve, Canadian Geotechnical Journal, 31, 521-532.
37. Fredlund, D.G. and Rahardjo, H (1993), “Soil mechanics for unsaturated
soils”, John Wiley and Sons, INC., New York.
38. Gavin, K., & Xue, J. (2010), Design Charts for the Stability Analysis of
Unsaturated Soil Slopes, Geotechnical and Geological Engineering, 28(1),
79-90.
39. Guan GS, Rahardjo H, Choon LE (2010), Shear strength equations for
unsaturated soil under drying and wetting, J Geotech Geoenviron Eng
136:594-606
40. Guzzetti, F., Peruccacci, S., Rossi, M., & Stark, C. P. (2007), Rainfall
thresholds for the initiation of landslides in central and southern Europe,
Meteorology and Atmospheric Physics, 98(3-4), 239-267
41. Han Liu, Theory analysis and experiental reseach for time-rependent slope
stability in surface mine, China University of mining and technology, 2015.
42. Han Liu, Theory and Experimental Research on Slope Stability Analysis in Open-
pit Mine [D], Xuzhou: China University of Mining and Technology, 2015.
43. Hou Dinggui, Tao Zhigang, Hao Zhenli, Wang Jiamin (2015), Numerical
Analysis of Rainfall Saturated-Unsaturated Seepage and Stability of
147
Expansive Soil Slope with Fissures, International Conference on Structural,
Mechanical and Materials Engineering (ICSMME 2015).
44. Huat, B. B., Ali, F. H., & Low, T. (2006), Water infiltration characteristics
of unsaturated soil slope and its effect on suction and stability, Geotechnical
& Geological Engineering, 24(5), 1293-1306
45. Hughes, R. (1987), The Finite Element Method: Linear Static and Dynamic
Finite Element Analysis, Prentice-Hall, Englewood Cliffs.
46. Igo, M. (2006), Two-dimensional parametric study of rainfall infiltration into
slopes, (M. Sc. Thesis, Tufts University).
47. Laloui L, Ferrari A, Eichenberger J (2010), Effect of climate change on
landslide behaviour, Geo-Strata Geo Inst ASCE 14(5):36-41
48. Lee, L. M., Kassim, A., & Gofar, N. (2011), Performances of two
instrumented laboratory models for the study of rainfall infiltration into
unsaturated soils, Engineering Geology, 117(1), 78-89.
49. Leps, T. M. (1970), Review of shearing strength of rockfill, Journal of the
Soil Mechanics and Foundations Division, 96(4), 1159-1170.
50. Liu, H., & Liu, Z. (2010), Recycling utilization patterns of coal mining waste
in China, Resources, Conservation and Recycling 54, 1331–1340
51. Marsal, R. J. (1967), Large-scale testing of rockfill materials, Journal of the
Soil Mechanics and Foundations Division, 93(2), 27-43.
52. Maryam Maknoon. (2016), Slope stability analyses of waste rock piles under
unsaturated conditions following large precipitations, Du diplôme de
philosophiae doctor.
53. McLemore, V. T., Fakhimi, A., van Zyl, D., Ayakwah, G. F., Anim, K., Boakye, K.
(2009), Literature review of other rock piles: characterization, weathering, and
stability, New Mexico Bureau of Geology and Mineral Resources.
54. MESA (Mining Enforcement and Safety Administration) (1975),
Engineering and Design Manual – Coal Refuse Disposal Facilities. Report
prepared for US Dept. Int., Mining Enforcement and Safety Administration
by E. D’Appolonia Consulting Engineers, Inc. USGPO, Washington.
55. Mukhlisin, M., Kosugi, K. i., Satofuka, Y., & Mizuyama, T. (2006), Effects
148
of soil porosity on slope stability and debris flow runout at a weathered
granitic hillslope, Vadose Zone Journal, 5(1), 283-295.
56. Muntohar AS, Liao HJ (2009), Analysis of rainfall-induced infinite slope
failure during typhoon using a hydrological- geotechnical model, Environ
Geol 56:1145-1159
57. Ng, C., & Shi, Q. (1998), A numerical investigation of the stability of
unsaturated soil slopes subjected to transient seepage, Computers and
geotechnics, 22(1), 1-28.
58. Pearce, S., Lehane, S., & Pearce, J. (2016), Waste Material Placement
options During Construction and Closure Risk Reduction - QUantifying the
How, the Why, and the How much, Mine Closure 2016 - AB Fourie and M
Tibbett (eds) (pp. 865-700). Perch, Australia: Australian Centre for
Geomechanics.
59. Pirone, M., Papa, R., Nicotera, M. V., & Urciuoli, G. (2015), In situ
monitoring of the groundwater field in an unsaturated pyroclastic slope for
slope stability evaluation, Landslides, 12(2), 259-276.
60. Piteau Associates Engineering (1991), Mined rock and overburden piles:
Investigation and design manual, Prepared for British Columbia Mine Dump
Committee and Ministry of Energy and Mines.
61. Poisson J, Chouteau M, Aubertin M, Campos D (2009), Geophysical
experiments to image the shallow internal structure and the moisture
distribution of a mine waste rock pile, J Appl Geophys 67:179-192
62. Rahardjo H, Ong T, Rezaur R, Leong EC (2007), Factors controlling
instability of homogeneous soil slopes under rainfall, J Geotech Geoenviron
Eng 133:1532-1543
63. Rahardjo, H., Lee, T. T., Leong, E. C., & Rezaur, R. B. (2005), Response of a
residual soil slope to rainfall, Canadian Geotechnical Journal, 42(2), 340-
351.
64. Rahimi, A., Rahardjo, H., & Leong, E.-C. (2010), Effect of antecedent
rainfall patterns on rainfall-induced slope failure, Journal of Geotechnical
and Geoenvironmental Engineering, 137(5), 483-491.
149
65. Read J, Stacey P (2009), Guidelines for Open Pit Slope Design, CSIRO
Publishing, Melbourne, and CRC Press/ Balkema, Rotterdam.
66. Robertson, A. M. (1982), Deformation and Monitoring of Waste Dump
Slopes, (p. p.16)
67. Robinson JD, Vahedifard F, AghaKouchak A (2016), Rainfalltriggered slope
instabilities under a changing climate: comparative study using historical
and projected precipitation extremes, Can Geotech J 54:117-127
68. Shakeel Ahmad (2012), A Contribution to Open Pit Hard Coal Mine Waste
Rock Management - Comparing Sidehill Fill with Layered Dumping, Aachen
University, 21.11.2012.
69. Sruti Narwal, Jagriti Mandal and Dr. S.S. Gupte (2017), Optimisation of
Overburden Dump Capacity using Limit Equilibrium and Finite Element
Techniques, International Journal of Engineering Research & Technology
(IJERT) , ISSN: 2278-0181 IJERTV6IS050362
70. Strang, G. and Fix, J. (1973), An Analysis of the Finite Element Method,
Prentice-Hall, Englewood Cliffs.
71. Supandi Sujatono, (2021), The determination of mine waste dump material
properties through back analysis, Journal of King Saud University –
Engineering Sciences.
72. Tachie-Menson, S. (2006), Characterization of the acid-producing potential
and investigation of its effect on weathering of the Goathill North Rock Pile
at the Questa Molybdenum Mine, New Mexico, M. Sc. Thesis, New Mexico
institute of mining and technology, Socorro, NM.
73. Tsedendorj Amarsaikhan, Hideki Shimada, Sugeng Wahyudi, Takashi
Sasaoka, Akihiro Hamanaka (2018), Optimization of Dump Bench
Configuration to Improve Waste Dump Capacity of Narynsukhait Open Pit
Coal Mine, International Journal of Geosciences, 2018, 9, 379-396,
Sciencetific Research Publishing
74. USBM (US Department of Interior, Bureau of Mines) (1982), Development
of Systematic Waste Disposal Plans for Metal and Nonmetal Mines, Minerals
research contract report (Contract No. J0208033) prepared for US
150
Department of Interior, Bureau of Mines by Goodson and Associates, Inc.
USBM Open File Report. pp. 183–82.
75. Verma, D., Kainthola, A., Gupte, S.S. and Singh, T.N, (2013), A Finite
Element Approach of Stability Analysis of Internal Dump Slope in Wardha
Valley Coal Field, India, Maharashtra, American Journal of Mining and
Metallurgy, 1, 1-6.
76. Wickland, B. E., & Wilson, G. W. (2005), Self-weight consolidation of
mixtures of mine waste rock and tailings, Canadian Geotechnical Journal,
42(2), 327-339.
77. Wilson G (2000), Embankment hydrology and unsaturated flow in waste
rock, In: Slope stability in surface mining, Society for Mining Metallurgy, p
305
78. Yang, H., Rahardjo, H., & Leong, E.-C. (2006), Behavior of unsaturated
layered soil columns during infiltration, Journal of Hydrologic Engineering,
11(4), 329-337.
79. Zhan TL, Zhang W, Chen Y (2006), Influence of reservoir level change on
slope stability of a silty soil bank, In: Unsaturated soils 2006, ASCE, pp 463-
472
80. Zhang L, Zhang J, Zhang L, Tang WH (2011), Stability analysis of rainfall-
induced slope failure: a review, Proc ICE Geotech Eng 164:299
81. Zhou Z, Wang H, Fu H, Liu B (2009), Influences of rainfall infiltration on
the stability of accumulation slope by in-situ monitoring test, J Central South
Univ Technol 16:297-302
C. TIẾNG NGA
82. Аброськин А.С. (2015), Применение современных систем
автоматизации на открытых горных работах // Известия Томского
политехнического университета, Инжиниринг георесурсов - № 12, - С.
122-130
83. Б.А. Храмцов, М.В. Бакарас, А.С. Кравченко, М.А. Корнейчук (2018),
Устойчивости отвалов рыхлой вскрыши железорудных карьеров КМА,
Горный информационно-аналитический бюллетень, № 2. С. 66-72.
151
84. Будков В.П. (1965), О построении борта карьера выпуклого профиля //
Труды ЦНИИгоросушения - № 5, - С. 114-124.
85. Демин А.М. (1981), Закономерности проявлений деформаций откосов в
карьерах, М.: Наука, - 144 с.
86. Ильин А.И., Гальперин А.М., Стрельцов В.И. (1985), Управление
долговременной устойчивостью откосов на карьерах, М.: Недра, - 248
с.
87. Ипалаков Т.Т., Паршаков А.Т., Касымканова Х.М., Турсбеков
С.В.,Кожаев Ж.Т, Технология формирования отвалов «ССГПО»,УДК
622.272.
88. Козлов Ю.С. (1972), Определение параметров призмы возможного
обрушения в откосах уступов, бортов карьеров и отвалах // ФТПРПИ -
№ 4, - С. 73-76.
89. Крячко О.Ю. (1989), Управление отвалами открытых горных работ,
М.: Недра, - 255 с.
90. Лаптев Ю.В (2007), Геометризация процесса сегрегации cкальных
пород по крупности при формировании отвалов, Автореферат
диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук//
Екатеринбург.
91. Мельников Н.Н. (2013), Большие глубины - новые технологии/ Вестник
Кольского научного центра РАН , № 4(15) - С. 58-66.
92. Певзнер М.Е. (1978), Борьба с деформациями горных пород на
карьерах, - М.: Недра, - 265 с.
93. Певзнер, М.Е. (1992), Деформации горных пород на карьерах / М.Е.
Певзнер, М.: Недра, - 250 с
94. Половов Б.Д. (1981), Решение задач устойчивости откосов в условиях
риска // Известия вузов, Горный журнал- № 4, - С. 30-33.
95. Попов В.Н., Шпаков П.С., Юнаков Ю.Л. (2008), Управление
устойчивостью карьерных откосов: Учебник для вузов, М.: Изд-во
МГГУ, изд-во «Горная книга», - 683 с.: ил.
96. Попов И.И., Окатов Р.П. (1980), Борьба с оползнями на карьерах, М.:
152
Недра, - 240 с.
97. РАН К.Н. Трубецкого, чл.-корр. РАН Д.Р. Каплунова (2016) / Горное
дело: Терминологический словарь / Под научной редакцией акад. - 5-е
изд., перераб. и доп. - М.: Горная книга, - 635 с.
98. Сапожников В. Т. (1960), Решение задачи об откосе выпуклого профиля
// Труды ВНИМИ - № 38, - С. 41-53.
99. Трубецкой К.Н. (2015), Состояние и перспективы развития открытых
горных работ в XXI веке / Трубецкой К.Н., Рыльникова М.В. //
Открытые горные работы в XXI веке-1. Горный информационно-
аналитический бюллетень - № 45 (Отдельный выпуск 1), С. 21-32.
100. Туринцев Ю.И., Половов Б.Д., Гордеев В.А. (1984), Геомеханические
процессы на открытых горных работах, Сведрловск, - 56 с.
101. Фисенко Г.Л. (1965), Устойчивость бортов карьеров и отвалов,- М.:
Недра, - 377 с, 378 c.
102. Шахунянц, Г.М. (1957), Земляное полотно железных дорог / Г.М.
Шахунянц, М.: Трансжелдориздат, - 536 с.
153
PHỤ LỤC
P1
PHỤ LỤC CHƯƠNG 1
Bảng PL 1.1. Tổng hợp các chỉ tiêu khoan nổ mìn và thành phần cỡ hạt đất đá các bãi nổ
TT Chỉ tiêu, thông số Ký hiệu Đơn vị
Giá trị
Bãi nổ số 1 Bãi nổ số 2 Bãi nổ số 3 Bãi nổ số 4 Bãi nổ số 5 Bãi nổ số 6
1 Tên hộ chiếu
867/+335.NĐN.ĐN
/HCNM-HCMCP
1812/+220;+250;+2
60.CS/HCNM-
HCMCP
491/+170.CS/HC
NM-HCMCP
04/+85;+95.CS/
HCNM-
HCMCP
1945/+0;-
30.CS/HCNM-
HCMCP
12/-
45.CS/HCNM-
HCMCP
2 Thời gian nổ mìn 1/6/2016 22/11/2015 1/4/2016 04-01-2016 14-12-2015 05-01-2016
3 Phương pháp nổ VSQLQH +ĐT VSQLQH + ĐT VSQLQH + ĐT VSQLQH +ĐT VSQLQH +ĐT VSQLQH
4 Loại thuốc nổ sử dụng
ANFO bao + NTR -
08
ANFO rời + NT rời
08;13
ANFO rời; bao
ANFO bao +
NT EE-31;
TFD-15WR
ANFO bao +
NT EE31
ANFO bao+
NTR 07; TFD-
15WR
5 Chỉ tiêu thuốc nổ q kg/m3 0,63 0,52 0,58 0,5 0,57 0,5
6 Đường kính lỗ khoan dlk mm 250 250 250 250 250 250
7 Độ kiên cố đất đá f 12,69 13 12,69 11,87 13,5 11,87
8 Suất phá đá bình quân S m3/m 41,6 39,11 49,8 36,01 27,8 48,73
9 Thông số khoan nổ mìn
- Chiều cao tầng h m 14-14,5 14,5÷19 16÷17 5,5÷17 4,5÷6,5 14,5÷18
- Chiều sâu lỗ khoan Lk m 16÷16,5 17÷22 18÷20 18÷20 5,0÷6,0 16,5÷20,0
- Đường cản chân tầng W m 6,5÷10,5 6,5÷7 8,5 5÷7 5,5 6,5
- Khoảng cách các lỗ a m 4,7÷7,6 6÷7 7,5-7,5 5,5÷7,5 5,5 7,0÷8,0
- Khoảng cách các hàng b m 4,9÷6,8 6,5÷7 6,4÷7,4 5÷7 5,5 6,5÷7,5
- Chiều cao cột thuốc Lt m 8,1÷10,5 9,5÷11,3 10,8÷12,9 4,2÷8,6 1,7÷2,2 5,8÷11,7
P2
10 Thành phần cỡ hạt dc
- 0-0,20 m % 32,85 26,92 28,57 19,18 11,26 30,93
- 0,20-0,40 m " 22,47 21,57 23,08 18,61 16,08 20,74
- 0,40-0,60 m " 17,40 16,29 17,89 16,99 16,75 18,04
- 0,60-0,80 m " 14,98 14,05 13,31 15,79 15,72 15,53
- 0,80-1,00 m " 8,53 10,80 9,65 13,44 15,11 7,69
- 1,00-1,20 m " 2,67 6,80 4,96 8,68 13,29 4,73
1,20-1,60 m " 1,11 3,57 2,54 7,32 11,79 2,34
11
Kích thước cỡ hạt trung
bình, m
dtb m 0,41 0,49 0,46 0,59 0,70 0,45
12
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có
đường kính > 0,4 m
V+0,4 % 44,69 51,51 48,35 62,21 72,66 48,33
P3
Bảng PL 1.2. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ số 1
(hộ chiếu nổ mìn số 867/+335.NĐN.ĐN/HCNM-HCMCP ngày 6/4/2016)
Tuyến
khảo
sát
Chiều dài
tuyến,
m
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt, %
Đường
kính cỡ
hạt
trung
bình, m
0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,00-1,20 1,20-1,60
1 20 29,50 24,0 20,0 17,50 9,00
0,41
2 22 41,82 20,5 15,9 12,73 4,09 5,00 0,36
3 19 30,53 20,5 21,1 18,42 9,47
0,41
4 21 33,81 21,4 14,3 10,00 8,57 5,24 6,67 0,47
5 17 33,53 24,7 14,7 16,47 10,59 0,39
6 19 27,89 23,7 18,4 14,74 9,47 5,79 0,44
Trung bình, % 32,85 22,47 17,40 14,98 8,53 2,67 1,11 0,41
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m, % 44,69
P4
Bảng PL 1.3. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ số 2
(hộ chiếu nổ mìn số 1812/+220;+250;+260.CS/HCNM-HCNMCP ngày 21/11/2015)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt, % Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,00-1,20 1,20-1,60
1 21 38,10 17,1 16,7 10,00 12,86 5,24
0,42
2 20 28,50 21,0 15,0 14,00 9,00 5,50 7,00 0,50
3 17 19,41 24,7 11,8 20,59 10,59 12,94 0,53
4 19 30,53 23,7 15,8 14,74 9,47 5,79
0,43
5 21 20,00 22,9 19,0 13,33 12,86 5,24 6,67 0,54
6 18 25,00 20,0 19,4 11,67 10,00 6,11 7,78 0,53
Trung bình, % 26,92 21,57 16,29 14,05 10,80 6,80 3,57
0,49 Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4
m, %
51,51
P5
Bảng PL 1.4. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ số 3
(hộ chiếu nổ mìn số 491/+170.CS/HCNM-HCMCP ngày 01/4/2016)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt, % Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,00-1,20 1,20-1,60
1 18 42,22 21,7 19,4 11,67 5,00 0,00 0,00 0,33
2 19 18,95 25,3 21,1 14,74 14,21 5,79 0,00 0,49
3 20 35,50 21,0 15,0 14,00 9,00 5,50 0,00 0,41
4 17 12,35 22,9 20,6 12,35 10,59 12,94 8,24 0,62
5 20 28,00 19,5 12,5 14,00 13,50 5,50 7,00 0,53
6 16 34,38 28,1 18,8 13,13 5,63 0,00 0,00 0,36
Tổng, % 28,57 23,08 17,89 13,31 9,65 4,96 2,54
0,46 Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m,
%
48,35
P6
Bảng PL1.5. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ số 4
(hộ chiếu nổ mìn số 04/+85;+95.CS/HCNM-HCMCP ngày 4/1/2016)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt, % Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,00-1,20 1,20-1,60
1 20 30,00 15,0 15,0 14,00 13,50 5,50 7,00 0,53
2 22 26,36 16,4 15,9 12,73 12,27 10,00 6,36 0,55
3 17 28,24 19,4 14,7 20,59 10,59 6,47 0,00 0,47
4 18 6,11 20,0 19,4 19,44 15,00 12,22 7,78 0,68
5 16 9,38 24,4 21,9 17,50 11,25 6,88 8,75 0,61
6 20 15,00 16,5 15,0 10,50 18,00 11,00 14,00 0,69
Trung bình, % 19,18 18,61 16,99 15,79 13,44 8,68 7,32
0,59 Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m,
%
62,21
P7
Bảng PL 1.6. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ số 5
(hộ chiếu nổ mìn số 1945/+0;-30.CS/HCNM-HCMCP ngày 14/12/2015)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt, % Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,00-1,20 1,20-1,60
1 17,0 13,53 14,1 14,7 12,35 15,88 12,94 16,47 0,73
2 18,0 17,22 15,0 22,2 15,56 10,00 12,22 7,78 0,62
3 17,0 10,59 21,2 14,7 16,47 15,88 12,94 8,24 0,66
4 20,0 8,00 12,0 17,5 14,00 18,00 16,50 14,00 0,77
5 18,0 10,56 18,3 16,7 19,44 15,00 12,22 7,78 0,66
6 17,0 7,65 15,9 14,7 16,47 15,88 12,94 16,47 0,76
Trung bình, % 11,26 16,08 16,75 15,72 15,11 13,29 11,79
0,70 Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m,
%
72,66
P8
Bảng PL 1.7. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ số 6
(hộ chiếu nổ mìn số 12/-45.CS/HCNM-HCMCP ngày 05/01/2016)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt, % Cỡ hạt trung bình,
m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,00-1,20 1,20-1,60
1 18,0 31,67 18,3 19,4 19,44 5,00 6,11 0,00 0,43
2 23,0 32,61 17,0 19,6 18,26 7,83 4,78 0,00 0,43
3 18,0 22,22 20,0 22,2 19,44 10,00 6,11 0,00 0,49
4 19,0 34,74 23,7 18,4 11,05 4,74 0,00 7,37 0,42
5 18,0 27,22 28,3 16,7 11,67 10,00 6,11 0,00 0,43
6 21,0 37,14 17,1 11,9 13,33 8,57 5,24 6,67 0,47
Trung bình, % 30,93 20,74 18,04 15,53 7,69 4,73 2,34
0,45 Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4
m, %
48,33
P9
Bảng PL 1.8. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ thuộc hộ chiếu nổ mìn số 1656/+65.CS/HCNM-HCMCP ngày
24/11/2016 (Bãi thử nghiệm số 1)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Thành phần cỡ hạt, m Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,0-1,2
1 16,0 23,75 22,50 25,00 17,50 11,25 - 0,44
2 17,0 34,12 26,47 17,65 16,47 5,29 - 0,36
3 16,0 26,88 30,00 18,75 13,13 11,25 - 0,40
4 15,0 24,67 24,00 26,67 18,67 6,00 - 0,41
5 17,0 42,94 24,71 14,71 12,35 5,29 - 0,32
6 17,0 20,00 28,24 20,59 20,59 10,59 - 0,45
Tỷ lệ các thành phần cỡ
hạt, %
28,73 25,99 20,56 16,45 8,28 -
0,40
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m,
%
45,29
P10
Bảng PL 1.9. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ thuộc hộ chiếu nổ mìn số 1731/+10.CS/HCNM-HCMCP ngày
12/12/2016 (Bãi thử nghiệm số 2)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Thành phần cỡ hạt, m Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,0-1,2
1 16,0 30,00 24,38 15,63 17,50 5,63 6,88 0,43
2 16,0 29,38 24,38 18,75 21,88 5,63 - 0,40
3 17,0 35,88 26,47 14,71 12,35 10,59 - 0,37
4 16,0 21,88 30,00 25,00 17,50 5,63 - 0,41
5 16,0 26,25 24,38 21,88 21,88 5,63 - 0,41
6 17,0 35,88 24,71 17,65 16,47 5,29 - 0,36
Tỷ lệ các thành phần cỡ hạt,
%
29,88 25,72 18,93 17,93 6,40 1,15
0,40
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m,
%
44,41
P11
Bảng PL 1.10. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ thuộc hộ chiếu nổ mìn số 590/+160.CS/HCNM-HCMCP ngày
23/3/2017 (Bãi thử nghiệm số 3)
Tuyến khảo
sát
Chiều dài
tuyến, m
Thành phần cỡ hạt, m Đường kính cỡ hạt
trung bình, m 0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,0-1,2
1 16,0 28,13 24,38 18,75 17,50 11,25 - 0,42
2 14,0 33,57 23,57 21,43 15,00 6,43 - 0,37
3 15,0 32,67 26,00 16,67 18,67 6,00 - 0,38
4 17,0 30,59 22,94 23,53 12,35 10,59 - 0,40
5 16,0 34,38 20,63 21,88 17,50 5,63 - 0,38
6 15,0 29,33 28,00 16,67 14,00 12,00 - 0,40
Tỷ lệ các thành phần cỡ hạt, 31,44 24,25 19,82 15,84 8,65 -
0,39
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m, % 44,30
P12
Bảng PL 1.11. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ thuộc hộ chiếu nổ mìn số 735/-55; -65; -75.CS/HCNM-HCMCP, ngày
27/3/2017 (Bãi thử nghiệm số 4)
Tuyến
khảo sát
Chiều
dài
tuyến, m
Thành phần cỡ hạt, m Đường kính
cỡ hạt trung
bình, m
0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,0-1,2
1 16,0 34,38 20,63 21,88 17,50 5,63 - 0,38
2 15,0 34,00 26,00 20,00 14,00 6,00 - 0,36
3 15,0 31,33 24,00 20,00 18,67 6,00 - 0,39
4 16,0 46,25 18,75 21,88 13,13 0,00 - 0,30
5 15,0 29,33 26,00 20,00 18,67 6,00 - 0,39
6 14,0 24,29 19,29 25,00 25,00 6,43 - 0,44
Tỷ lệ các thành phần
cỡ hạt, %
33,26 22,44 21,46 17,83 5,01 -
0,38
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m, % 44,29
P13
Bảng PL 1.12. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ thuộc hộ chiếu nổ mìn số 1146.CS/HCNM-HCMCP, ngày 20/4/2017
(Bãi thử nghiệm số 5)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Thành phần cỡ hạt, m Đường kính cỡ
hạt trung bình,
m
0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,0-1,2
1 18,0 26,67 21,67 22,22 19,44 10,00 - 0,43
2 21,0 37,62 21,43 16,67 20,00 4,29 - 0,36
3 18,0 23,33 25,00 22,22 19,44 10,00 - 0,44
4 19,0 46,32 18,95 13,16 11,05 4,74 5,79 0,35
5 17,0 25,88 24,71 23,53 20,59 5,29 - 0,41
6 18,0 38,89 21,67 13,89 15,56 10,00 - 0,37
Tỷ lệ % các cỡ hạt 33,12 22,24 18,61 17,68 7,39 0,96
0,39
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m, % 44,65
P14
Bảng PL 1.13. Kết quả khảo sát thành phần cỡ hạt bãi nổ thuộc hộ chiếu nổ mìn số 2639/+225; +260.CS/HCNM-HCMCP, ngày
31/5/2017 (Bãi thử nghiệm số 6)
Tuyến
khảo sát
Chiều dài
tuyến, m
Thành phần cỡ hạt, m
Cỡ hạt trung
bình, m
0-0,20 0,20-0,40 0,40-0,60 0,60-0,80 0,80-1,00 1,0-1,2
1 19,0 24,74 20,53 21,05 18,42 9,47 5,79 0,47
2 17,0 24,71 24,71 20,59 24,71 5,29 - 0,42
3 16,0 13,75 28,13 25,00 21,88 11,25 - 0,48
4 20,0 49,00 18,00 12,50 10,50 4,50 5,50 0,34
5 19,0 38,42 17,37 21,05 18,42 4,74 - 0,37
6 16,0 20,63 24,38 21,88 21,88 11,25 - 0,46
Tỷ lệ % các cỡ hạt 28,54 22,18 20,34 19,30 7,75 1,88 0,42
Tỉ lệ thành phần cỡ hạt có đường kính ≥ 0,4 m, % 49,28
P15
PHỤ LỤC CHƯƠNG 2
Bảng PL. 2.1. Các dạng mất ổn định bãi thải liên quan tới tính chất nền thải [9]
Dạng trượt
lở
Đặc điểm Minh họa
Các yếu tố
gây mất ổn định
Trượt lở dạng
khối quay
Khối trươt lớn dọc theo mặt trượt
dạng đường cong mà kéo dài vào
trong lớp nền
- Lớp đất nền yếu
- Áp lực lớn từ các lỗ rỗng trong lớp đất nền
Trượt lở khối
không tuần
hoàn
Giống như trượt lở khối quay
nhưng bề mặt trượt xảy ra dọc
theo mặt nền yếu
- Xuất hiện một mặt yếu trên nền bãi thải hoặc ở
trong lớp đất nền
- Các áp lực lớn từ trong các lỗ rỗng của đất nền
- Nền bãi thải có độ dốc lớn
- Cấu trúc địa chất bị đảo ngược
Trượt lở dạng
khối nêm
Hiện tượng trượt lở do tác động
của các chuỗi khối phẳng không
liên tiếp. Phần bề mặt khối trượt
xảy ra dọc theo một mặt yếu bên
trong khối
- Xuất hiện một mặt yếu trên nền bãi thải hoặc ở
trong lớp đất nền
- Các áp lực lớn từ trong các lỗ rỗng của đất nền
- Nền bãi thải có độ dốc lớn
- Cấu trúc địa chất bị đảo ngược
- Rãnh bị lấp quá đầy
P16
Dịch chuyển
lớp nền
Khối trượt trên bãi thải như là một
khối đồng nhất, trượt dọc theo
một bề mặt yếu
- Xuất hiện một mặt yếu trên nền bãi thải hoặc ở
trong lớp đất nền, hoặc lớp đá gốc không liên
tục.
- Áp lực lớn từ các lỗ rỗng trong lớp nền
- Nền bãi thải có độ dốc lớn
- Cấu trúc địa chất đảo ngược
Sự hóa lỏng
Sự hóa lỏng của các lớp đất nền
hoặc các lớp đất địa tầng rời rạc
dẫn tới sự dịch chuyển
- Sự xuất hiện của các lớp đất rời rạc trong nền
- Tác động của động đất, kiến trúc gây áp lực
lớn trong các lỗ rỗng
Trượt chân
tầng
Hiện tượng trượt cục bộ tại chân
bãi thải do sự hạn chế của các lớp
đất nền, có thể dẫn tới mất ổn
định toàn bãi thải.
- Sự yếu cục bộ của các khối đất nền
- Bề mặt nền bãi thải có độ dốc lớn
- Áp lực lỗ rỗng cục bộ trên đất nền bãi thải
Trượt do hoạt
động địa chất
Thay đổi đột ngột kết cấu khối đất
đá thải
Hoạt động địa chất xảy ra ở vùng lân cận gây
chấn động
P17
Bảng PL.2.2: Các dạng mất ổn định bãi thải do quá trình đổ thải
Dạng trượt lở Mô tả Minh họa Các yếu tố ảnh hưởng tới độ ổn định
Trượt lở ở mép
tầng
Dạng trượt lở liên quan tới dịch
chuyển của lớp đất đá trên mép
tầng hoặc ở trên lớp đất đá song
song với sườn bãi thải. Trượt lở
không lan rộng vào trong nền.
- Sườn bãi thải quá dốc
- Lớp bề mặt sườn thải có tính thấm thấp
- Lượng mưa lớn
- Tác động đẩy của đất đá trên mép tầng
- Chủ yếu xảy ra trên các bãi thải với các
lớp đổ dày hoặc vật liệu bị ùn ở mép tầng
do máy ủi đẩy qua
Trượt lở theo
sườn tầng
Lớp trượt xảy ra trên một mặt yếu
bên trong khối vật liệu đắp. Khối
trượi cắt xuống chân bãi thải. Tương
tự như trượt lở trên mép tầng nhưng
mặt trượt ở đây thường lớn hơn, tiến
sâu vào trong khối.
- Sự tạo thành các mặt yếu lộ ra hoặc song
song với mặt bãi thải do lớp phủ chất
lượng kém
- Do áp lực từ trong các khe rỗng
- Các yếu tố tác động khác từ trên bề mặt
P18
Trượt lở do khối
chuyển động bề
mặt
Khối trượt lớn dọc theo một mặt
trượt có dạng đường cong bên
trong khối đất đá đổ thải.
- Đất đá đổ thải đồng nhất, gồm các hạt
nhỏ, yếu
- Độ cao bãi thải vượt quá khả năng dính
kết của đất đá
- Áp lực cao từ trong các lỗ rỗng
- Thiếu lực giữ hỗ trợ bãi thải cần thiết
Trượt lở do tác
dụng của dòng
nước
Hiện tượng trượt lở do tác dụng
của dòng nước trên mặt bãi thải,
khi đất đá bãi thải ngấm nước trở
nên bão hòa hoặc bão hòa một
phần sẽ chảy xuống phía chân
- Các dòng chảy tập trung trên bề mặt xả
qua mép tầng
- Lượng mưa lớn, độ rò rỉ cao, sự phát
triển của các khối nước đọng gần bề mặt
bãi thải
P19
Bảng PL 2.3. Xác định các tính chất đất đá bãi thải khi α = 28o; = 2 tấn/m3
α 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28
19,4465 19,447 19,4475 19,448 19,4485 19,449 19,4495 19,45 19,4505 19,451 19,4515 19,452
ctgα 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726 1,880726
ctg(45-/2) 1,413567 1,41358 1,413593 1,413606 1,413619 1,413632 1,413645 1,413658 1,413671 1,413684 1,413697 1,41371
tg(α+)/2 0,439453 0,439459 0,439464 0,439469 0,439474 0,439479 0,439485 0,43949 0,439495 0,4395 0,439505 0,439511
TS 92,69454 92,68925 92,68396 92,67868 92,67339 92,6681 92,66281 92,65753 92,65224 92,64695 92,64166 92,63638
MS 92,651 92,65191 92,65283 92,65374 92,65466 92,65557 92,65648 92,6574 92,65831 92,65923 92,66014 92,66106
C= 7,074304 7,074239 7,074173 7,074108 7,074042 7,073977 7,073911 7,073846 7,07378 7,073715 7,07365 7,073584
92.4
92.5
92.6
92.7
92.8
19.435 19.44 19.445 19.45 19.455 19.46 19.465 19.47 19.475
Góc nội ma sátTS MS
P20
Bảng PL.2.4. Xác định các tính chất đất đá bãi thải khi α = 30o; = 2 tấn/m3
α 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30
20,68 20,6815 20,683 20,6845 20,686 20,6875 20,7375 20,7875 20,8375 20,8875 20,9375 20,9875
ctgα 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051 1,732051
ctg(45-/2) 1,44634 1,44638 1,446421 1,446461 1,446502 1,446542 1,447892 1,449244 1,450598 1,451953 1,45331 1,454669
tg(α+j)/2 0,473552 0,473568 0,473584 0,4736 0,473616 0,473632 0,474167 0,474701 0,475236 0,475771 0,476306 0,476842
TS 96,08307 96,06808 96,05309 96,0381 96,02311 96,00812 95,50836 95,0084 94,50823 94,00785 93,50726 93,00647
MS 95,9946 95,99743 96,00025 96,00308 96,0059 96,00873 96,10295 96,19728 96,2917 96,38621 96,48082 96,57554
C= 6,914005 6,913811 6,913618 6,913424 6,913231 6,913037 6,906591 6,900148 6,893709 6,887274 6,880843 6,874416
85
90
95
100
105
19.8 20 20.2 20.4 20.6 20.8 21 21.2 21.4 21.6 21.8
Góc nội ma sátTS MS
P21
Bảng PL.2.5. Xác định các tính chất đất đá bãi thải khi α = 32o; = 2 tấn/m3
α 32 32 32 32 32 32 32 32 32 32 32 32
18,41902 18,91902 19,41902 19,91902 20,41902 20,91902 21,41902 21,91902 22,41902 22,91902 23,41902 23,91902
ctgα 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335 1,600335
ctg(45-/2) 1,387019 1,399855 1,412848 1,426002 1,439321 1,452809 1,466468 1,480303 1,494319 1,508518 1,522905 1,537485
tg(α+j)/2 0,470767 0,476108 0,481472 0,486858 0,492267 0,4977 0,503156 0,508636 0,51414 0,519669 0,525223 0,530803
TS 132,1722 127,5564 122,9213 118,2667 113,5922 108,8977 104,1827 99,44694 94,69014 89,91194 85,11203 80,29006
MS 92,88932 93,79815 94,71599 95,64301 96,57942 97,5254 98,48118 99,44695 100,4229 101,4094 102,4064 103,4144
C= 7,209705 7,143598 7,077903 7,012612 6,94772 6,88322 6,819106 6,755372 6,692013 6,629023 6,566396 6,504128
0
50
100
150
200
0 5 10 15 20 25 30
Góc nội ma sátTS MS
P22
PHỤ LỤC CHƯƠNG 3
Bảng PL3.1. Quan hệ giữa FOS và lực dính kết theo chiều cao tầng
Lực dính kết C, kN/m2 H=120m H = 90m H=60m H=30m
43,4694 0,87716 0,941644 1,00009 1,27914
44,6939 0,88231 0,94808 1,01339 1,29519
45,9184 0,88746 0,954518 1,02671 1,31251
47,1429 0,892611 0,960957 1,04017 1,32761
48,3673 0,897763 0,967397 1,05336 1,34372
49,5918 0,902915 0,973838 1,06669 1,35984
50,8163 0,908069 0,98028 1,07485 1,37596
52,0408 0,913223 0,986723 1,08817 1,39209
53,2653 0,917521 0,993167 1,10149 1,40823
54,4898 0,922661 0,999612 1,11481 1,42438
55,7143 0,927801 1,00615 1,12814 1,44053
56,9388 0,932941 1,01258 1,14146 1,45669
58,1633 0,938083 1,01901 1,15479 1,47286
59,3878 0,943225 1,02544 1,16812 1,4839
60,6122 0,948367 1,03187 1,17674 1,50001
61,8367 0,953511 1,03828 1,1905 1,51612
63,0612 0,958655 1,04473 1,20391 1,53223
64,2857 0,963799 1,05116 1,21733 1,54835
65,5102 0,968944 1,05759 1,23077 1,56448
66,7347 0,97409 1,06402 1,24422 1,5806
67,9592 0,979236 1,07056 1,25734 1,59673
69,1837 0,984383 1,07702 1,27076 1,61287
70,4082 0,98953 1,08347 1,27867 1,629
71,6327 0,994678 1,08993 1,29207 1,64514
72,8571 0,999827 1,09639 1,30548 1,65625
74,0816 1,00509 1,10285 1,31889 1,67236
75,3061 1,01022 1,10931 1,33231 1,68848
P23
Lực dính kết C, kN/m2 H=120m H = 90m H=60m H=30m
76,5306 1,01536 1,11576 1,34574 1,7046
77,7551 1,02049 1,12222 1,35917 1,72072
78,9796 1,02563 1,12868 1,37261 1,73684
80,2041 1,03076 1,13515 1,38605 1,75297
81,4286 1,03579 1,14161 1,39384 1,7691
82,6531 1,04109 1,14807 1,40727 1,78523
83,8776 1,04616 1,15453 1,42071 1,80136
85,102 1,05129 1,161 1,43415 1,8175
86,3265 1,05642 1,16746 1,4476 1,83364
87,551 1,06155 1,17392 1,46105 1,84978
Hình PL 3.1. Quan hệ giữa FoS và lực dính kết theo chiều cao tầng thải
0
0.2
0.4
0.6
0.8
1
1.2
1.4
1.6
1.8
2
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
H
ệ
số
ổ
n
đ
ịn
h
F
o
S
Lực dính kết kN/m2
H=120m H = 90m H=60m H=30m
P24
Bảng PL 3.2. Quan hệ giữa FoS và góc nội ma sát theo chiều cao tầng
Dat da thai : Phi (deg) H=120m H = 90m H=60m H=30m
8,06122 0,523498 0,594119 0,951404 1,05015
8,67347 0,544219 0,615145 0,966461 1,07036
9,28571 0,563899 0,636533 0,988246 1,09067
9,89796 0,584818 0,658 1,00371 1,11653
10,5102 0,605818 0,679552 1,01912 1,13719
11,1224 0,626903 0,701194 1,03499 1,15796
11,7347 0,648081 0,722931 1,0508 1,17884
12,3469 0,669355 0,744769 1,0725 1,19983
12,9592 0,690731 0,766714 1,08874 1,22608
13,5714 0,712216 0,78877 1,10511 1,2479
14,1837 0,733813 0,810943 1,12162 1,26945
14,7959 0,75553 0,83324 1,1432 1,29115
15,4082 0,777372 0,855667 1,16011 1,31298
16,0204 0,799345 0,878228 1,17718 1,33496
16,6327 0,821454 0,900931 1,19478 1,36214
17,2449 0,843707 0,923783 1,21222 1,38454
17,8571 0,86611 0,946789 1,23555 1,4071
18,4694 0,888669 0,969956 1,25346 1,42983
19,0816 0,911392 0,993291 1,27155 1,45247
19,6939 0,934284 1,01687 1,28981 1,47555
20,3061 0,957353 1,04051 1,30827 1,50376
20,9184 0,980607 1,06431 1,33223 1,52732
21,5306 1,00413 1,08846 1,3512 1,55109
22,1429 1,02773 1,11275 1,37008 1,57506
P25
22,7551 1,05153 1,13725 1,38947 1,59925
23,3673 1,07556 1,16197 1,40908 1,62367
23,9796 1,09991 1,18692 1,42893 1,64833
24,5918 1,12444 1,21212 1,44902 1,67323
25,2041 1,14921 1,23756 1,47486 1,70451
25,8163 1,17423 1,26326 1,49556 1,73001
26,4286 1,19951 1,28923 1,51654 1,75578
27,0408 1,22506 1,31548 1,5378 1,78183
27,6531 1,25089 1,34201 1,55934 1,80818
28,2653 1,27701 1,36885 1,58119 1,83482
Hình PL 3.2. Quan hệ giữa FoS và góc nội ma sát theo chiều cao tầng
0
0.5
1
1.5
2
2.5
0 5 10 15 20 25 30 35
H
ệ
số
ổ
n
đ
ịn
h
F
o
S
Góc nội ma sát, độ
H=120m H = 90m H=60m H=30m
P26
Bảng PL 3.3. Quan hệ giữa FoS và trọng lượng riêng đất đá theo chiều cao tầng
Dung trọng, KN/m3 H=120m H = 90m H=60m H=30m
14,8 1,04803 1,15986 1,42376 1,80305
15,0449 1,04238 1,15261 1,4087 1,785
15,2898 1,03663 1,14559 1,39413 1,76752
15,5347 1,03131 1,1388 1,38003 1,7506
15,7796 1,02609 1,13221 1,36637 1,73421
16,0245 1,02102 1,12583 1,35313 1,71832
16,2694 1,0161 1,11964 1,3403 1,70292
16,5143 1,01133 1,11363 1,33313 1,68797
16,7592 1,0067 1,1078 1,32103 1,67346
17,0041 1,00208 1,10214 1,30929 1,65937
17,249 0,997703 1,09664 1,29789 1,64568
17,4939 0,993445 1,0913 1,2868 1,63238
17,7388 0,989304 1,0861 1,27603 1,61945
17,9837 0,985277 1,08104 1,26556 1,61174
18,2286 0,981358 1,07612 1,25537 1,59947
18,4735 0,977543 1,07121 1,24546 1,58754
18,7184 0,973828 1,06657 1,23601 1,57591
18,9633 0,97021 1,06205 1,22659 1,56459
19,2082 0,966684 1,05764 1,22263 1,55356
19,4531 0,963247 1,05335 1,21367 1,54281
19,698 0,959896 1,04916 1,20494 1,53233
19,9429 0,956628 1,04516 1,19642 1,52211
20,1878 0,953439 1,04105 1,18812 1,51213
P27
20,4327 0,950327 1,03719 1,17965 1,5024
20,6776 0,947288 1,03339 1,17179 1,4929
20,9224 0,944321 1,02968 1,16412 1,48362
21,1673 0,941423 1,02605 1,15662 1,47456
21,4122 0,938592 1,02251 1,1493 1,46595
21,6571 0,935824 1,01904 1,14214 1,45728
21,902 0,933119 1,01566 1,13514 1,44881
22,1469 0,930473 1,01234 1,1283 1,44053
22,3918 0,927886 1,0091 1,12161 1,43243
22,6367 0,925355 1,00594 1,11506 1,42926
22,8816 0,922878 1,00272 1,11369 1,42149
23,1265 0,920454 0,999678 1,10741 1,41389
23,3714 0,91808 0,996699 1,10126 1,40644
23,6163 0,915756 0,993782 1,09524 1,39916
23,8612 0,914324 0,990926 1,08934 1,39202
24,1061 0,912087 0,988128 1,08357 1,38503
24,351 0,909896 0,985386 1,07791 1,37818
24,5959 0,907748 0,982699 1,07236 1,37147
24,8408 0,905643 0,980065 1,06693 1,3649
25,0857 0,903578 0,977482 1,0616 1,35845
P28
Hình PL 3.3. Quan hệ giữa FoS và trọng lượng riêng đất đá theo chiều cao tầng
0
0.2
0.4
0.6
0.8
1
1.2
1.4
1.6
1.8
2
0 5 10 15 20 25 30
H
ệ
số
ổ
n
đ
ịn
h
Dung trọng đất đá kN/m3
H=120m H = 90m H=60m H=30m
P29
Bảng PL 3.4. Thông số tích độ nhạy khi thành phần trọng lực và độ bền của đất đá
thay đổi đối với đất đá ở trạng thái tự nhiên
TT Thông số Đơn Vị Giá trị
Độ lệch
chuẩn
Giá trị
tuyệt đối
nhỏ nhất
Giá trị
tuyệt đối
lớn nhất
1 Cường độ lực
dính kết
kPa 78.9 10 70 90
2 Góc nội ma
sát
Độ 28 5 23 32
3 Trọng lượng
riêng
KN/m3 20,4 2 18 22
Hình PL 3.4.1. Mối liên hệ giữ hệ số ổn định và các thông số độ bền và trọng lượng
riêng của đất đá
0
0.5
1
1.5
2
2.5
30 35 40 45 50 55 60 65 70H
ệ
s
ố
ổ
n
đ
ịn
h
-
P
h
ư
ơ
n
g
p
h
áp
M
o
rg
e
n
st
e
rn
Giá trị thay đổi tính theo % giá trị trung bình (mean = 50%)
Hình vẽ tổng hợp phân tích độ nhạy khi các giá trị độ bền
cắt & trọng lượng đất đá thay đổi
Waste Rock : Cohesion (kN/m2) Waste Rock : Phi (deg)
Waste Rock : Unit Weight (kN/m3)
P30
Hình PL 3.4.2. Sự thay đổi của FoS tương ứng với sự thay đổi của c
Hình PL 3.4.3. Phân tích độ nhạy FoS với góc nội ma sát
1.35
1.37
1.39
1.41
1.43
1.45
1.47
1.49
70 75 80 85 90
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
WASTE ROCK : COHESION (KN/M2)
1
1.1
1.2
1.3
1.4
1.5
1.6
1.7
23 24 25 26 27 28 29 30 31 32
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
WASTE ROCK : PHI (DEG)
P31
Hình PL 3.4.4. Phân tích độ nhạy FoS vs trọng lương riêng của đất đá
Hình PL 3.4.5. Phân tích độ nhạy FoS vs hệ số kh trạng thái tự nhiên dùng phương
pháp giả tĩnh (động đất từ cấp độ 5 đến 9 richter)
1.35
1.37
1.39
1.41
1.43
1.45
1.47
1.49
1.51
1.53
1.55
15 17 19 21 23 25
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
WASTE ROCK : UNIT WEIGHT (KN/M3)
1.10
1.15
1.20
1.25
1.30
1.35
1.40
0.02 0.03 0.04 0.05 0.06 0.07 0.08 0.09 0.1 0.11 0.12
Fa
ct
o
r
o
f
Sa
fe
ty
-
gl
e/
m
o
rg
en
st
er
n
-p
ri
ce
Seismic Coefficient Horizontal
P32
Bảng PL 3.5. Thông số tích độ nhạy khi thành phần trọng lực (trọng lượng riêng
của đất đá) và độ bền của đất đá thay đổi đối với đất đá ở trạng thái bão hòa
TT Thông số Đơn Vị Giá trị
Độ lệch
chuẩn
Giá trị
tuyệt đối
nhỏ nhất
Giá trị
tuyệt đối
lớn nhất
1 Cường độ lực
dính kết
kPa
71.7
10 60 80
2 Góc nội ma
sát
Độ
25,8
5 20 30
3 Trọng lượng
riêng
KN/m3
21.4
2 20 24
Hình PL 3.5.1. Mối liên hệ giữ hệ số ổn định và các thông số độ bền và trọng lượng
riêng của đất đá
0.5
0.7
0.9
1.1
1.3
1.5
1.7
1.9
2.1
2.3
2.5
30 35 40 45 50 55 60 65 70
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
PERCENT OF RANGE (MEAN = 50%)
Waste Rock : Cohesion (kN/m2) Waste Rock : Phi (deg) Waste Rock : Unit Weight (kN/m3)
P33
Hình PL 3.5.2. Sự thay đổi của FoS tương ứng với sự thay đổi của c
Hình PL 3.5.3. Phân tích độ nhạy FoS với góc nội ma sát
1.20
1.22
1.24
1.26
1.28
1.30
1.32
1.34
1.36
1.38
1.40
60 65 70 75 80
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
WASTE ROCK : COHESION (KN/M2)
0.5
0.7
0.9
1.1
1.3
1.5
1.7
1.9
2.1
20 22 24 26 28 30
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
WASTE ROCK : PHI (DEG)
P34
Hình PL 3.5.4. Phân tích độ nhạy FoS với trọng lương riêng của đất đá
Hình PL 3.5.5. Phân tích độ nhạy FoS với hệ số kh (dùng phương pháp giả tĩnh)
(động đất từ cấp độ 5 đến 9 richter)
1.25
1.27
1.29
1.31
1.33
1.35
20.0 20.5 21.0 21.5 22.0 22.5 23.0 23.5 24.0
FA
C
TO
R
O
F
SA
FE
TY
-
G
LE
/M
O
R
G
EN
ST
ER
N
-P
R
IC
E
WASTE ROCK : UNIT WEIGHT (KN/M3)
0.98
1.03
1.08
1.13
1.18
1.23
0.02 0.04 0.06 0.08 0.1 0.12
Fa
ct
o
r
o
f
Sa
fe
ty
-
gl
e/
m
o
rg
en
st
er
n
-p
ri
ce
Seismic Coefficient Horizontal
P35
Bảng PL 3.9. Các mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá tự nhiên, đất đá bão hòa
Hình 3.9.1. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá tự nhiên (H =250 m, α = 24o, Ht = 30 m; β = 35o)
P36
Hình 3.9.2. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá tự nhiên (H =250m, α = 26,5o, Ht = 30m; β = 35o)
P37
Hình 3.9.3. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá tự nhiên (H =250m, α = 29o, Ht = 30m; β = 35o)
P38
Hình 3.9.4. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá tự nhiên (H =250m, α = 31,5o, Ht = 30m; β = 35o)
P39
Hình 3.9.5. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá bão hòa (H =250m, α = 24o, Ht = 30m; β = 35o)
P40
Hình 3.9.6. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá bão hòa (H =250m, α = 26,5o, Ht = 30m; β = 35o)
P41
Hình 3.9.7. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá bão hòa (H =250m, α = 29o, Ht = 30m; β = 35o)
P42
Hình 3.9.8. Mô hình tính toán ổn định bãi thải với đất đá bão hòa (H =250m, α = 31,5o, Ht = 30m; β = 35o)