孫 軍,張 錦
(太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,山西 太原 030024)
合成孔徑雷達(dá)干涉技術(shù)(interferometric synthetic aperture radar,InSAR)已應(yīng)用于地面形變監(jiān)測,具有分辨率高、監(jiān)測范圍廣、多極化觀測的特點。時序差分干涉方法較多,主要包括永久散射體差分干涉技術(shù)(persistent scatterers InSAR,PSInSAR)、分布式散射體技術(shù)(SqueeSAR)、小基線集技術(shù)(small baseline subsets InSAR,SBAS-InSAR)等[1-4]。Hooper等[5]提出了斯坦福永久散射體法(stanford method for PS,StaMPS),認(rèn)為小基線集組合干涉方法可以增加多余觀測;Hooper等[6]根據(jù)小基線集原理進(jìn)一步提出基于StaMPS的SBAS方法,利用少量SAR影像(至少5期)就可以形成較多干涉對,將振幅差分離差作為閾值選擇慢失相干濾波相位(slowly-decorrelating filtered phase,SDFP)像素點,可以有效地增加PS點的數(shù)量,同時StaMPS方法對DEM精度要求不高,可用于露天煤礦區(qū)大梯度形變監(jiān)測。在井工煤礦開采沉陷監(jiān)測方面,InSAR與偏移追蹤技術(shù)相結(jié)合能夠?qū)崿F(xiàn)高強度采區(qū)的監(jiān)測[7-8],進(jìn)一步通過對升降軌數(shù)據(jù)的處理可以解算煤礦開采區(qū)的二維形變[9];而露天煤礦形變監(jiān)測中InSAR技術(shù)多用于監(jiān)測露天煤礦大梯度沉降,分析邊坡穩(wěn)定性和非法采礦等[10-12],與偏移追蹤技術(shù)相結(jié)合用于形變監(jiān)測的研究較少。為此,使用開源SAR數(shù)據(jù)處理軟件ISCE2和StaMPS4.1分別對覆蓋平朔礦區(qū)的18期和15期升降軌數(shù)據(jù)進(jìn)行干涉處理,重點分析了安太堡露天煤礦的時序形變,根據(jù)升降軌觀測幾何解算出數(shù)據(jù)采集時間段內(nèi)露天煤礦二維方向的累積形變量,通過偏移追蹤技術(shù)計算了露天煤礦內(nèi)失相干區(qū)域的大梯度形變。
平朔礦區(qū)位于山西省朔州市朔城區(qū)、平魯區(qū)境內(nèi),礦區(qū)范圍為東經(jīng)112°10′~113°30′、北緯39°23′~39°37′,地貌類型為黃土低山丘陵,海拔高度1.3~1.4 km,地形起伏較大。礦區(qū)東西寬18 km,南北長21 km,總面積380 km2。目前平朔礦區(qū)露天煤礦共有3座,露天煤礦由南至北分別為安家?guī)X礦(AJL)、安太堡礦(ATB)和東露天煤礦(DLT)。除此之外還有地下開采的井工礦,井工一礦位于AJL西側(cè);井工二礦位于AJL和ATB之間;井工三礦位于ATB北側(cè)及DLT西側(cè)。由于井工和露天開采并存,平朔礦區(qū)環(huán)境地質(zhì)問題比較復(fù)雜,分布范圍廣泛,種類繁多,在露天煤礦區(qū)主要存在邊坡穩(wěn)定性和地面沉陷問題。研究區(qū)域如圖1。
選擇安太堡露天煤礦為研究區(qū)域,ATB露天煤礦東西長5.7 km,南北長3.1 km,該露天礦的開采方向為自西向東,分別分布有排土場、開采區(qū)和剝離區(qū)。目前ATB中主要剝離方向為東北方向,排土作業(yè)區(qū)位于礦坑的西北側(cè),各作業(yè)區(qū)之間分布有較多運輸?shù)缆?,道路兩邊分布有開采平盤和邊坡。
所使用的SAR影像由Sentinel-1采集,Sentinel-1是由歐洲航天局發(fā)射的對地觀測衛(wèi)星,主要搭載C波段SAR傳感器。Sentinel-1是由A、B 2顆衛(wèi)星組成的觀測星座,單顆衛(wèi)星的回訪周期為12 d,升降軌組合衛(wèi)星對地重訪周期可縮短為6 d。可以提高對地觀測頻率。地面形變監(jiān)測中使用干涉寬幅(interferometric wide swath,IW)模式下采集的SAR數(shù)據(jù),IW模式采用漸進(jìn)式掃描(terrain observation by progressive Scans,TOPS)對地面觀測獲取3個子條帶。相比于傳統(tǒng)ScanSAR模式,TOPSAR技術(shù)可以實現(xiàn)相同的分辨率和覆蓋范圍,避免ScanSAR采集模式的扇貝效應(yīng),信噪比也有所提高,IW模式下SLC影像幅寬為250 km,空間分辨率約為5 m×20 m。文中升軌數(shù)據(jù)總共18期,采集時間為2019年1月8日至2019年7月31日,極化方式為雙極化即VV+VH;降軌數(shù)據(jù)共有15期,采集時間為2019年1月2日至2019年7月25日,升降軌數(shù)據(jù)分別間隔204 d和205 d,升降軌SAR數(shù)據(jù)參數(shù)見表1;此外使用精密定軌星歷數(shù)據(jù)更新原數(shù)據(jù)的軌道矢量,使用30 m分辨率的SRTM DEM模擬和去除地形相位。
時序差分干涉方法中使用基于StaMPS的SBAS方法,該方法根據(jù)小基線集原理組成多主影像干涉對,通過對像素點的相位穩(wěn)定性分析選擇PS點,主要包括4部分:①依據(jù)時間和空間基線形成干涉圖;②依據(jù)振幅差分離差指數(shù)選擇PS侯選點(persistent scatterers candidates,PSC);③分析PSC的相位穩(wěn)定性,通過估計PSC的噪聲,計算概率選出最終的PS點;④對干涉相位進(jìn)行解纏,去除殘余相位和噪聲相位,計算形變相位和形變量。
數(shù)據(jù)的處理和結(jié)果的表達(dá)均采用開源軟件,主要有ISCE2、StaMPS/MTI和QGIS3,主要步驟包括:
1)利用ISCE2對SAR影像預(yù)處理,形成差分干涉對。利用精密軌道數(shù)據(jù)將主、副影像精確配準(zhǔn),對應(yīng)像素相位共軛相乘形成初始干涉對,去除干涉相位中的參考橢球相位和地形相位,形成單主影像差分干涉對。
2)在StaMPS/MTI中形成小基線集干涉對,通過時間基線、空間基線和相干性閾值確定小基線集組合數(shù)量。Hooper等[13]設(shè)置的閾值為5年、1.1 km;Tang Wei等[10]使用哨兵數(shù)據(jù)分析露天煤礦形變時設(shè)置的閾值為50 d、100 m。本文設(shè)置的時間基線閾值為60 d,同時為避免形成多個小基線集,設(shè)置空間基線閾值為220 m,相關(guān)性閾值設(shè)為0.5。由升軌數(shù)據(jù)形成的干涉對數(shù)目為36,最大的時間基線和空間基線分別為132 d和-144 m;降軌數(shù)據(jù)形成的干涉對數(shù)目為23,干涉對的時間和空間基線最大值為108 d、89.80 m。
3)通過StaMPS方法構(gòu)建的相位模型分離出形變相位,根據(jù)最小二乘原理從小基線集中計算出每個SDFP點視線向(line of sight,LOS)形變量和形變速率。在QGIS3中將升降軌結(jié)果通過空間插值方法采樣到同名點,采用Samsonov等[14]提出的補償因子方法統(tǒng)一數(shù)據(jù)采集時間,由于SAR衛(wèi)星對南北向形變不敏感,因此根據(jù)LOS向與垂直向、東西向的幾何關(guān)系計算了露天煤礦二維累積形變量。
利用基于SAR影像強度的偏移追蹤技術(shù)計算了露天煤礦區(qū)的大梯度形變,偏移追蹤技術(shù)利用移動窗口內(nèi)的強度信息計算歸一化互相關(guān)值,互相關(guān)值最大的位置即為最佳匹配位置,從而估計出斜距向和方位向偏移量?;赟NAP8.0實現(xiàn)偏移量計算,主要有3個步驟:①主影像和副影像的預(yù)處理:包括更新軌道數(shù)據(jù)、分離子條帶、輻射校正、提取bust;②主副影像的配準(zhǔn):采用DEM輔助配準(zhǔn)法可以減小因地形起伏引起的偏移;③以主影像為參考,在影像中均勻分布像素點,選擇一定尺寸的窗口,逐像素計算偏移量。偏移追蹤技術(shù)的精度約為SAR影像分辨率的1/10~1/20,Sentinel-1影像經(jīng)過多視處理后像素大小為13.9 m,因此偏移追蹤測量精度要高于1.39 m,同時文中選擇的匹配窗口大小為32像素×32像素,過采樣因子為16,偏移速率閾值為1.5 m/d,與前述類似,將由升降軌數(shù)據(jù)計算的斜距向偏移量分解到垂直向、東西向。
StaMPS方法根據(jù)像素點的殘余噪聲相位的穩(wěn)定性選擇PS點,同時考慮到露天煤礦采掘和排土作業(yè)頻繁,一定時間段內(nèi)局部區(qū)域地形會發(fā)生變化,因此分析了PSC點的噪聲估計中最大地形誤差對相位擬合和相干性估計的影響。在相位解纏步驟中又計算了不同大小的采樣格網(wǎng)和時間窗口對應(yīng)的解纏結(jié)果。StaMPS方法是對已去除參考橢球和地形相位的干涉圖展開分析的,將剩余相位分為空間相關(guān)相位和空間不相關(guān)相位2部分,通過低通和自適應(yīng)濾波去除空間相關(guān)相位,再利用最小二乘法去除地形誤差相位后得到殘余噪聲相位,通過式(1)統(tǒng)計PSC點的噪聲相位在時序中的變化。
式中:γx為殘余相位隨著時間的變化,也即反映了相位的穩(wěn)定性;N為干涉對的數(shù)量;φx,i為纏繞相位,包括形變相位、大氣相位、視角誤差相位、軌道誤差相位和噪聲相位5部分;下標(biāo)x,i為第i幅干涉圖中的第x個像素;為φx,i的空間相關(guān)部分;為空間不相關(guān)視角誤差相位,主要包含地形誤差相位為殘余的噪聲相位。
式中:λ為波長;B⊥,x,i為垂直基線值;為空間不相關(guān)視角誤差。
最大地形誤差用于線性擬合DEM誤差相位,設(shè)置最大地形誤差分別為5、10、20、30、40、50 m,其中20 m為默認(rèn)值,分別計算DEM誤差相位的擬合值,計算結(jié)果顯示擬合值無明顯差異,主要原因是空間基線較短,對高程誤差不敏感。Hooper等[6]研究Alcedo火山的形變中空間基線范圍為-917~976 m,文中基線范圍為-99~106 m,空間不相關(guān)視角誤差的估計如圖2。
圖2 空間不相關(guān)視角誤差的估計Fig.2 Estimated spatial uncorrelated look angle error
由圖2可知,某個像素點的γx值與空間不相關(guān)視角誤差近似于線性關(guān)系,該點的纏繞相位相對穩(wěn)定,分布于-1~1 rad之間,擬合的結(jié)果相對較好。參考相關(guān)文獻(xiàn)設(shè)置的最大地形誤差為5~20 m,本文中設(shè)置20 m的地形誤差用于估計噪聲。
StaMPS方法中采用3D相位解纏算法,相位解纏中采樣格網(wǎng)主要用于對PS點進(jìn)行重采樣,不同尺寸采樣格網(wǎng)計算的解纏相位如圖3。
圖3 不同尺寸采樣格網(wǎng)計算的解纏相位Fig.3 Unwrapping phase in different sampling grids
圖3(a)~圖3(d)是格網(wǎng)尺寸為25、50、100、200 m對應(yīng)的解纏結(jié)果,格網(wǎng)尺寸25、50 m時,解纏的相位值范圍均為-17.4~6.2 rad;格網(wǎng)尺寸100 m和200 m對應(yīng)的結(jié)果為-13.1~5.2 rad和-10.5~5.2 rad,總體看解纏結(jié)果受采樣格網(wǎng)尺寸的影響較小,相位發(fā)生變化的區(qū)域主要是礦坑排土場,這些區(qū)域形變梯度較大并且存在失相干區(qū)域,解纏結(jié)果存在一定誤差,同時較大的格網(wǎng)具有抑制噪聲和平滑的效果,Hooper、Lazecky等[6,15]研究火山和煤礦開采區(qū)沉降時,將采樣格網(wǎng)均設(shè)置為100 m,本文中也采用該值。
時間窗口用于在一定時間范圍內(nèi)估計PS點在每個干涉對的相位噪聲,從而在時序中對相位進(jìn)行平滑。分別設(shè)置時間窗口為15、30、60、120、730 d并計算解纏相位,其中默認(rèn)值為730 d,不同時間窗口對應(yīng)的解纏相位如圖4。
圖4 不同時間窗口計算的解纏相位Fig.4 Unwrapping phase in different time windows
由圖4可得,5個參數(shù)值計算結(jié)果分別為:-13.9~5.9 rad、-13.5~5.7 rad、-13.9~5.7 rad、-12.9~5.2 rad、-13.1~5.2 rad。計算結(jié)果表明時間窗口對解纏相位值影響較小。考慮到露天煤礦區(qū)短期內(nèi)形變量就達(dá)到較大值,2期影像采集時間間隔至少為12 d,因此設(shè)置15 d或者30 d的時間窗口均可。
升降軌數(shù)據(jù)以起始日期為參考得到LOS向時序形變,升軌數(shù)據(jù)計算的露天煤礦區(qū)時序形變?nèi)鐖D5,降軌數(shù)據(jù)計算的露天煤礦區(qū)時序形變?nèi)鐖D6。
圖5 升軌數(shù)據(jù)計算的露天煤礦區(qū)時序形變Fig.5 Time series deformation in open pit coal mine calculated by ascending data
圖6 降軌數(shù)據(jù)計算的露天煤礦區(qū)時序形變Fig.6 Time series deformation in open-pit coal mine calculated by descending data
圖5中LOS向形變量范圍為-101~22 mm,由于正負(fù)數(shù)值差異較大,因此設(shè)置色標(biāo)范圍為-50~40 mm,隨著時間的推移LOS向形變逐漸增大且為負(fù)值,表明露天煤礦區(qū)PS目標(biāo)點遠(yuǎn)離SAR衛(wèi)星,主要存在沉降,沉降區(qū)域位于ATB礦和AJL礦的西側(cè),礦坑內(nèi)東側(cè)區(qū)域失相干嚴(yán)重?zé)o法獲取形變量。
由圖6可知,由降軌數(shù)據(jù)計算的LOS向時序形變量范圍為-86~27 mm,升降軌計算的形變量值的差異主要是由于衛(wèi)星軌道和入射角不同,對地面形變的敏感性不同,但形變趨勢基本一致即ATB礦和AJL礦西側(cè)區(qū)域存在較大量級的沉降,礦坑內(nèi)部失相干嚴(yán)重,通過衛(wèi)星影像比對發(fā)現(xiàn)西側(cè)沉降區(qū)主要是ATB礦和AJL礦的排土場,失相干嚴(yán)重區(qū)域位于礦坑內(nèi)的排土和剝離區(qū)。
計算的露天煤礦區(qū)平均形變速率為-82~-176 mm/a,少數(shù)區(qū)域形變量達(dá)到-258 mm/a;開采區(qū)和剝離現(xiàn)場僅有少量或者完全沒有PS點,進(jìn)一步以ATB礦為研究區(qū)域,將ATB礦升降軌LOS向形變量分解為垂直向和東西向形變,ATB露天煤礦二維累積形變?nèi)鐖D7,ATB露天煤礦沿剖線AA′的累積沉降量如圖8。
圖7 ATB露天煤礦二維累積形變Fig.7 2D deformation of ATB Open-pit Coal Mine
圖8 ATB露天煤礦沿剖線AA′的累積沉降量Fig.8 Deformation along AA′profile of ATB Open-pit Coal Mine
圖7(a)為垂直向的累積形變量,可知排土場存在1個較大的沉降中心,沉降量范圍為-119~-60 mm,沉降量最大達(dá)到-134 mm,對應(yīng)的圖8沿剖線AA′的沉降曲線,剖線處的沉降量最大達(dá)到-79 mm,呈現(xiàn)為“漏斗”狀;同時排土場內(nèi)部也存在2個失相關(guān)區(qū)域,主要是由于排土場存在新堆置土石初期的壓實過程,沉降速度較快,引起地面目標(biāo)時間失相干。ATB露天煤礦開采和剝離區(qū)失相干面積較大,頻繁的剝離和開采作業(yè)導(dǎo)致作業(yè)區(qū)內(nèi)部發(fā)生大梯度形變甚至地形變化。圖7中(b)為東西向的累積形變量,東西向累積形變量較小,形變量范圍為-29~33 mm,東西向形變量為正表示向東,負(fù)值表示形變方向向西。
ATB露天煤礦的排土場、剝離區(qū)和開采區(qū)均存在失相干區(qū)域,為獲得失相干區(qū)域的形變信息使用偏移追蹤技術(shù)對4景升降軌數(shù)據(jù)進(jìn)行了處理,利用斜距向偏移量解算了ATB露天煤礦二維方向的形變,偏移追蹤解算的ATB礦大梯度形變?nèi)鐖D9。
圖9 偏移追蹤解算的ATB礦大梯度形變Fig.9 Large gradient deformation of ATB Mine by offset tracking
由圖9可得,垂直向形變量范圍為-46.89~53.29 m,東西向形變量范圍為-39.48~48.50 m,最大的垂直向和東西向形變量主要位于開采和剝離現(xiàn)場,同時形變分布呈現(xiàn)出斑塊狀,這與偏移追蹤算法通過窗口逐像素移動計算有關(guān)。盡管設(shè)置的偏移追蹤窗口從32像素到128像素,但是偏移量追蹤結(jié)果仍然受到局部噪聲的影響,同時過大的窗口會產(chǎn)生空值,因此本文設(shè)置的窗口尺寸為32像素×32像素。
進(jìn)一步使用2期時間間隔為48 d,空間基線長為116 m的SLC影像反演了ATB露天煤礦的DEM,將反演的DEM與90 m分辨率的TanDEM-X DEM相減得到高程差圖,反演的DEM和TanDEM-X DEM的高程差如圖10。
圖10反演的DEM和TanDEM-X DEM的高程差Fig.10 Elevation difference between inverted DEM and TanDEM-X DEM
從圖10中可以看出,ATB露天煤礦開采區(qū)和剝離區(qū)地形變化較大,最大高程差達(dá)到-534 m,表示高程下降,通過文獻(xiàn)[10]中的高程模糊度公式可以估計干涉相位對地形變化的敏感性,研究區(qū)域的斜距為908 km,干涉對中最大的垂直基線為144 m,入射角為42.18°,C波段波長為5.6 cm,則計算的高程模糊度最小值為119 m,TanDEM-X DEM數(shù)據(jù)采集時間是2010年至2015年,而本文SAR數(shù)據(jù)采集時間在2019年,因此地形變化對時序差分干涉結(jié)果的影響是有限的,但是高強度、頻繁作業(yè)引起地面發(fā)生大梯度形變甚至地形變化,導(dǎo)致地面目標(biāo)后向散射強度變化較大從而產(chǎn)生誤匹配,使得局部區(qū)域偏移結(jié)果存在誤差。
以露天煤礦為研究區(qū)域,利用SBAS-InSAR和偏移追蹤技術(shù)監(jiān)測露天煤礦不同量級的形變,可識別潛在的災(zāi)害風(fēng)險,為露天煤礦安全生產(chǎn)提供服務(wù)和支持。
1)SBAS-InSAR技術(shù)計算的露天煤礦形變精度可達(dá)毫米級;偏移追蹤技術(shù)計算的形變量在分米級以上,2種技術(shù)在形變監(jiān)測中可實現(xiàn)互補。
2)SBAS-InSAR中通過限制時空基線,可以減小地形相位的貢獻(xiàn),降低地形誤差對形變結(jié)果的影響;露天礦邊端幫、運輸?shù)缆?、邊坡等均具有較強的散射性,而偏移追蹤易受局部強散射體的影響,同時哨兵數(shù)據(jù)的分辨率較低,導(dǎo)致在局部地形變化區(qū)域偏移追蹤結(jié)果偏大且存在誤差。
3)與井工開采引起的地面形變不同,露天煤礦短期內(nèi)形變量就達(dá)到較大值,對SAR衛(wèi)星的時間分辨率和數(shù)據(jù)的空間分辨率要求較高,另外露天煤礦由不同的功能區(qū)組成,剝離區(qū)、開采區(qū)和排土場形變趨勢不同,因此后續(xù)需要結(jié)合形變模型,對不同區(qū)域的形變展開針對性研究。