王文才 ，李俊鹏 ，王创业 ，陈世江 ，王 鹏

（内蒙古科技大学 矿业与煤炭学院, 内蒙古 包头 014010）

0 引 言

边帮压煤（端帮）是指受露天开采技术和地质条件限制滞留在边坡平盘下和境界外煤炭资源的总称[1-2]。随着露天开采向深部不断延伸，边坡台阶下滞留的煤炭资源会成倍增加，为减少资源浪费就需要对边帮压煤进行回收[3]。对边帮压煤进行开采会使边坡平盘和内部岩体受到二次扰动，形成一个动态多元的复合系统，从而引起因露天开采发生变形破坏的边坡进一步发育，最终可能发生变形失稳现象，带来巨大经济损失并影响矿山的生产安全[4-6]。因此，针对边帮资源开采过程中边坡变形破坏及失稳现状众多学者从以下2 个方面进行研究，且取得了相当多的研究成果：①露天转地下开采：孙世国等[7-9]对露天转地下开采诱发边坡变形破坏进行了研究，得出顺坡开采边坡变形破坏相比逆坡开采优势更大，且提出采用放坡减载、抗滑桩加固、预应力锚索加固3 种方式对边坡变形破坏进行控制；李小双等[10]以某矿山露天转地下开采为背景，研究了不同边坡角影响下采场上覆岩体的采动响应特征，以揭示覆岩采动响应的坡角影响效应，得出坡高一定时，坡角过大或过小都不利于边坡的稳定，而是存在一个较为合适的中间值；朱建明等[11-12]采用相似模拟和数值模拟方法对露天转地下开采边坡稳定性进行研究，得出井工开采开切眼位置对露天边坡的稳定起到关键作用，且利用数值模拟对边界参数优化过程中发现开切眼与边坡水平距离在原基础上增加 20 m 时，边坡的整体稳定性将得到明显改善，此方案已在现场验证；蓝航等[13]通过 FLAC3D数值模拟分析了露天转地下开采露天边坡的破坏规律，指出台阶状边坡地表的水平变形仍然呈现出采空区中间受压，两端受拉的特点，并得出了台阶状边坡在地下开采扰动下的稳定性应考虑采空区的时空效应的规律；宋卫东等[14]采用物理相似材料模型试验和数值模拟计算相结合的方法，对露天转地下开采过程中围岩的破坏机理及移动范围进行了系统研究，得出随着开采长度的增加，围岩的破坏程度及范围递增、塑性区范围不断扩大，剪切破坏主要集中在两侧边坡的边脚部位；尹光志等[15]利用底摩擦模型试验仪对露天转地下边坡变形破坏进行了分析，得出边坡的变形破坏特征可分为边坡岩体小范围微破裂和松动、边坡岩体局部范围失稳破坏、边坡岩体整体向采空区滑落失稳破坏3 个阶段，边坡岩体变形破坏模式主要是采动边坡岩体向采空的拉裂、破断和滑移破坏。②边帮（端帮）开采：殷志祥等[16-17]为了研究端帮特厚煤层开采引起边坡变形破坏和应力重新分布机理，采用FLAC3D数值模拟手段，以某露天矿为工程背景，分析了煤柱宽高和间距等重要影响参数对边坡稳定性的影响，得出采用端帮采煤机对端帮煤进行开采后边坡角越大，稳定系数越小、煤柱高度越高、宽度越小、间距越大，稳定系数越小；尚涛等[18]分析了安家岭露天煤矿端帮采煤与露天采排工程及边坡变形破坏之间的时空关系,解释了露天采、剥、排工程如何在时间和空间上影响端帮采煤的强度及边坡变形破坏等；李志鹏[19]以黑岱沟露天矿留坑平硐开拓回收边帮煤资源为研究背景，采用FLAC3D数值模拟方法分析边帮煤开采不同井巷保护煤柱宽度对煤柱内开拓巷道的保护作用，确定合理的井巷保护煤柱宽度，完善巷道布置图，总结了边帮煤开采留坑边坡破坏和位移规律等，且得出边帮煤开采需对留坑边坡采取一定的治理措施；韩阳[20]以黑岱沟露天矿边帮煤开采为研究背景，采用相似和数值模拟手段对长壁放顶煤采煤法回采边帮煤引起地表移动规律、矿山压力及边坡变形破坏等问题进行了研究，总结出采用放顶煤开采边帮煤覆岩破坏及地表沉降变形规律;丁其乐[21]采用相似和数值模拟方法就端帮压煤井工开采覆岩结构形态及力学行为、覆岩运动诱发坡体损伤演化机制、采动坡体稳定性及其评价方法、覆岩运动及采动坡体变形控制技术进行了系统研究，得出了采动坡体的“横四区”破坏模式；南存全等[22]采用相似模拟试验和顶板压力计算相结合的方法，以黑岱沟露天矿边帮煤开采为研究对象，分析边帮煤开采中顶板覆岩变形特点及推导建立了边帮煤井工长壁开采工作面3 种顶板结构条件下的顶板压力计算解析公式；丁鑫品等[23]以鄂尔多斯地区端帮采煤为背景，综合考虑“露采”与“巷采”2 种采动效应叠加对边坡稳定的影响，构建了近水平条件下端帮采场岩土体变形破坏的 3DEC 数值分析模型，研究了端帮压煤开采全过程采场覆岩的变形移动和应力分布规律，将采动边坡变形破坏过程划分为表生改造、结构改造、时效变形和最终失稳4 个阶段。

综上所述，通过对众多学者研究成果分析发现，边帮资源回收主要从露天转地下和井工开采2 个方面进行研究，研究成果主要以理论分析、数值模拟和相似模拟为手段，对边帮资源回收的岩体破坏、应力分布和边坡角、矿柱宽度、间距等对边坡变形破坏及稳定性的影响，虽然已经在边帮资源开采边坡变形破坏和失稳特性等方向取得了较多成果，但针对近水平厚煤层开采边坡变形破坏及失稳特性分析相对较少，且也缺少实际工程佐证。为此笔者提出：首先，通过采用不同相似配比制作标准试件与原岩相似强度进行对比，确定与原岩符合的最终配比；其次，按确定的配比与实际工程成一定比例制作边帮模型分析边帮煤开采边坡变形破坏演化特征及失稳特性；最后，通过实际工程佐证上述分析。

1 相似材料选取及试验分析

1.1 相似模拟试验及材料选取

相似模拟是研究各类岩土体变形破坏规律和现象的试验，相似理论作为相似试验的理论基础，是试验模型和原型之间的桥梁，是自然界各工程状况中不同相似现象的学说，要求试验模型与工程之间满足的相似性质和规律，即相似三定律[24]。

几何相似

时间相似

力相似

式中：Cl、Ct、Cf分别为几何、时间和力相似常数；Lp、Tp、Fp为原型物理量；Lm、Tm、Fm为模型物理量。

根据相似三定律及相关文献[25-29]总结出在相似材料试验中所使用的材料主要可分为2 大类：①石英砂/骨料，石膏和甘油/胶结材[30-31]；②河砂/骨料，石膏和大白粉/胶结材料[32-33]，本着取材经济、环保等原则，确定试验材料为河砂、石膏、大白粉。

1.2 标准试件试验方案设计

在矿山岩石力学指标和文献[31-34]基础上，按相似试件制取流程制作2 组不同配比的标准试件，共计8 组24 个试件，试件高径比为100 mm×50 mm（图1）。配比1∶河沙为定值，大白粉、石膏/胶结材料为变值（表1）；配比2∶河沙、大白粉、石膏都为变值（表2）。将制作完成后试件进行单轴抗压、抗拉试验，取抗压、抗拉强度均值与原岩相似强度进行对比，确定一组配比作为下文工程模型的最终配比。

表1 1 号相似材料配比Table 1 No.1 similar material ratio

表2 2 号相似材料配比Table 2 No.2 similar material ratio

图1 试件模型Fig.1 Specimen model

1.3 试验结果分析

按上述方案进行试验得到不同岩样抗压、抗拉强度值（表3、表4），根据文献[34]研究成果和原岩力学参数（表5），确定试件抗拉、抗压强度与原岩相似比为1∶200，计算得出原岩抗压、抗拉的相似数（表6）。

表3 1 号相似材料模型试件强度试验结果Table 3 Strength test results of No.1 similar material model specimens

表4 2 号相似材料模型试件强度试验结果Table 4 Strength test results of No.2 similar material model specimens

表5 矿山主要岩石力学指标Table 5 Main rock mechanics indexes of mines

表6 矿山主要岩石力学指标相似值Table 6 Similar values of main rock mechanics indexes of mines

通过表3—表6 绘制成强度柱状对比图（图2—图4）。可知，配比1 中各岩样抗拉、抗压值及均值强度与原岩强度差值较大，呈负相关；配比2 差值较小，呈正相关，且拟合曲线与原岩趋势也较为一致，可作为下文工程模型的最终配比。

图2 原岩相似抗压强度与不同配比对比Fig.2 Comparison of similar compressive strength and different ratios of original rock

图3 原岩相似抗拉强度与不同配比对比Fig.3 Comparison of similar tensile strength of original rock and different ratios

图4 原岩相似均值强度与不同配比对比Fig.4 Comparison of similar average strength of original rock and different ratios

2 工程概况及研究方案制定

2.1 工程概况

某露天矿东西长4.2～6.9 km，南北长2.7～7.1 km，面积38.6 km2，地质储量39.8 亿t，矿区呈北高南低趋势，海拔标高一般为+1 240～ +1 420 m，煤层呈近水平分布，主要可采煤层为4 号煤（上煤层）和9 号煤（下煤层），平均厚度分别为11.6 m 和13.0 m，其中4 号煤赋存深度为124.4 m，9 号煤赋存深度为219 m，露天开采后最终边坡角35°，边坡主要岩体为不同粒径的砂岩，平盘下滞留的煤炭资源总量约为8 700 万t，煤层和平盘分布如图5 所示。

图5 露天矿山地质剖面Fig.5 Geological section of open-pit mine

2.2 模型构建与研究方案制定

根据所研究矿山工程地质条件，对边帮煤开采边坡岩层结构进行概化（表7），结合相似模拟理论和实验室条件采用长、宽、高分别为1.80、0.20、2.00 m的二维模拟试验台搭建边帮煤开采边坡结构模型，依据文献[35]确定模型与实际工程的几何相似比为1∶200。按上述试验分析所确定的最终配比（表8）和几何相似比进行模型铺装，铺装完成后的模型长、宽、高分别为1.8、0.2、1.35 m，煤层由上到下依次为4 号（上煤层）和9 号（下煤层）煤层（图6），依据文献[24]确定位移相似比同样为1∶200。

表7 岩石力学参数Table 7 Rock mechanical parameter

表8 岩石相似材料配比Table 8 Rock similar material ratio

图6 边坡结构模型及开采设计Fig.6 Slope structure model and mining design

试验过程采用天远三维摄影机对边坡位移数据进行采集。其中边坡变形破坏演化特征分析测点共布置11 行、18 列，由上到下分别为11、10, ···,1，由左向右依次为1、2, ···,18；边坡变形失稳形态分析结构模型共布置6 行测点，每行3 个点，依据矿山地质剖面图平盘分布，由上到下依次为1 400、1 390、1 380、1 370、1 350、1 340 平盘，其中1 400 平盘位于第11 行测点，1 390 平盘位于第10 行测点，依次向下，各平盘变形值取所属3 个测点的平均值（图7）。

图7 边坡测点布置Fig.7 Layout of slope measuring points

由文献[22]可知井工长壁采煤法具有安全、高效、高采出率等优势，特别是长壁综采放顶煤采煤法对近水平边帮厚煤层回采效果很好，因此采用长壁综采放顶煤采煤法对边帮压煤进行开采，工作面为倾向布置，依据实际工程情况预留10 cm（20 m）边界煤柱，上下煤层均从右向左依次开采，每次开采长度5 cm（10 m）（对应实际工程每天开采长度），上煤层设计开采长度115 cm（230 m）、下煤层设计开采长度160 cm（320 m），先采上煤层后采下煤层（图6）。

3 边帮煤开采边坡变形演化特征及失稳特性分析

3.1 上煤层开采边坡变形破坏及演化特征分析

上煤层开采边坡受井采扰动影响变形演化特征可以划分为开采初期、中期、末期3 个阶段（图8），特征如下:

图8 上煤层开采边坡变形演化位移Fig.8 Deformation evolution displacement of slope in upper coal seam mining

1）开采初期0～45 cm（0～90 m）：因留设保护煤柱和边坡内部岩体承载结构性关系，工作面开采至35 cm（70 m）前，采空区上部岩体稳定性较好（图8a、图8b）；随开采长度增加，在张拉力和岩体自重作用下基本顶最先发生垮落，从而诱发上部岩体变形破坏向上扩展，靠近采空区中心的岩体变形破坏特征越充分，两帮岩体受端头和留设煤柱支撑变形破坏高度较小（图8c、图9）；开采至45 cm，边坡内部逐步形成悬臂梁、砌体梁、固支梁结构，悬臂梁结构位于端头工作面后方，砌体梁结构位于悬臂梁后方，固支梁位于垮落岩层上方（图10）；此过程可称为边帮煤开采边坡岩体变形破坏的表生改造阶段，根据采动覆岩“竖三带”理论判别方法[36-38]也可以将变形垮落的岩层称为“竖三带”中的垮落带。

图9 上煤层开采岩体垮落结构模型Fig.9 Caving structure model of upper coal seam mining rock mass

图10 “悬臂梁−砌体梁−固支梁”结构模型Fig.10 “Cantilever beam-masonry beam-fixed beam”structure model

2）开采中期45～100 cm（90～200 m）：工作面持续开采，上覆岩层变形破坏遵循渐进发展和循环往复演化特征，悬臂梁周期性断裂诱发固支梁周期性垮落，周期性破坏的岩体形成支撑使工作面端头形成新的悬臂梁结构，垮落岩体上方形成新的固支梁结构；开采至60 cm（120 m）时，因悬臂梁断裂诱发上方固支梁发生破坏使得上方关键层断裂，边坡岩体变形破坏发展至边坡上部平盘处，破坏岩层呈“金字塔”状（图11），使得边坡最上部测点发生移动变化

图11 边坡平盘沉陷结构模型Fig.11 Structural model of the flat plate subsidence on the upper part of the slope

（图8d），开采至65 cm（130 m）时，变形下沉的岩体使边坡上部测点11-1、11-2 发生下沉且存在向露天矿坑的横向移动趋势；开采至100 cm（200 m）时，边坡上部平盘岩体变形破坏遵循渐近发展趋势，随开采长度增加变形破坏加大，此过程中边坡中部第9 行测点受扰动也逐步发生沉降和水平移动现象，变形值较第11 行测点舒缓（图8e），且此过程中变形破坏的岩体由向露天矿坑移动（注：露天矿坑移动是受露天开采影响）翻转为向采空区移动，且使边坡发生结构性改变，强度降低；此过程为边帮煤开采边坡岩体变形破坏的结构改造阶段，也可以将变形垮落的岩层称为“竖三带”中的裂隙带。

3）开采末期100～115 cm（200～230 m）：边坡上部岩体随开采长度增加变形破坏进一步扩展，开采至115 cm（230 m）时，边坡第7、5 行测点均发生变形移动现象，沉降变形较水平变形更为剧烈，第7 行测点变形趋势指向采空区，第5 行测点因边坡上部岩体向下沉降挤压影响变形趋势指向露天矿坑，最大沉降变形为第9 行测点，变形值为−41.784 mm（−8.356 8 m），最大水平变形为第7 测点，变形值为−2.69 mm（−0.538 m）（图8f），且此过程变形沉降的岩体近似沿采空区中心向两边形成沉降减弱区，未采动区域岩体形成“未影响区”（图12），采动区域形成近似的半“金字塔”状的下沉盆地（图12、图13）；过程为边帮煤开采边坡岩体变形破坏的时效变形阶段，变形垮落的岩层为“竖三带”中的弯曲下沉带。

图12 边帮煤开采岩层变形移动模型Fig.12 Deformation and movement model of rock strata in side coal mining

图13 上煤层开采后边坡破坏半“金字塔”结构模型Fig.13 The semi-“pyramid”structure model of slope failure after mining of the upper coal seam

3.2 下煤层开采边坡变形破坏及演化特征分析

下煤层开采边坡受井采扰动影响变形演化特征可以划分为开采初期、开采末期2 个阶段（图14、图15），特征如下：

图14 边帮煤开采上煤层局部测点位移变化Fig.14 Displacement of local measured points in edge coal mining

图15 下煤层开采边坡变形演化位移Fig.15 Evolution displacement of slope deformation in lower coal seam mining

1）开采初期0～50 cm（0～100 m）：同上煤层开采边坡内部岩体变形破坏相同，工作面开采至50 cm（100 m）前，采空区上部顶板岩体稳定性较好（图16），只有部分泥岩发生沉降破坏（图15a、图15b），边坡上部位移测点维持上煤层开采后状况（图14）；开采至50 cm（100 m）时，采空区上方顶板岩层达到极限跨距向采空区方向发生沉降变形，变形沉降的岩体以采空区为中心向两帮减弱（图15c、图17）；此过程为边帮煤开采边坡岩体变形破坏的表生改造阶段，变形垮落的岩层为“竖三带”中的垮落带和裂隙带。

图16 下煤层开采顶板岩体结构模型Fig.16 Structural model of roof rock mass in mining of lower coal seam

图17 下煤层开采垮落岩体结构模型Fig.17 Caving rock structure model of lower coal seam mining

2）开采末期50～160 cm（100～320 m）：工作面持续开采工作面端头形成悬臂梁结构，垮落岩体上方形成固支梁结构；开采至60 cm（120 m）时，上下煤层之间的结构性岩层受下煤层开采影响发生贯通式破坏，使得因上煤层开采破坏后的岩层重新发生变形（图15d、图18）；开采至160 cm（320 m），此过程贯通破坏区持续扩展，诱发边坡上部第11 行测点所在岩体重新发生变形现象，垂直方向保持向采空区的缓慢下沉，水平方向维持向露天矿坑的缓慢移动，且使得第5 行测点所在岩体由指向露天矿坑移动翻转为指向采空区方向的移动，待开采终止，最大沉降区和水平移动区均为第7 行测点所在岩体，分别为−58.94 mm（−11.788 m）、−5.27 mm（−1.054 m）（图14a、c、d），此时下煤层上方变形破坏的岩体呈半“金字塔”状（图19），根据文献[39]岩层移动判别理论也可称为半“类曲线”状（图20）；此过程为边帮煤开采边坡岩体变形破坏的结构改造阶段，变形垮落的岩层为“竖三带”中的弯曲下沉带。

图18 上下煤层覆岩贯通区结构模型Fig.18 Structural model of the upper and lower coal seam overlying strata penetration zone

图19 边坡变形破坏结构模型Fig.19 Slope deformation failure structure model

图20 下煤层开采岩体变形破坏的“类曲线”模型Fig.20 “Curve like”model of rock mass deformation and failure in mining of lower coal seam

综上所述，边帮煤开采，边坡岩体变形破坏主要是沿纵向变化，呈破坏下沉，局部呈横向移动，整个开采过程变形破坏可以划分为3 个阶段，即表生改造阶段、结构改造阶段、时效变形阶段，上煤层开采结束后边坡岩体变形破坏沿采空区中心向两边形成沉降减弱区，形成“未影响区”的小型半“金字塔”状的下沉盆地，下煤层开采结束后边坡岩体呈半“类曲线”的“金字塔”状。

3.3 边帮煤开采边坡失稳形态分析

边坡稳定性是指边坡岩、土体在一定坡高和坡角条件下的稳定程度，是确保露天矿持续、正常生产和周边作业人员及设备安全的前提和基础[40]。边坡失稳实质上是工作面顶板岩层在受力作用下发生变形扩展造成边坡平盘发生破坏，诱发失稳现象发生。根据边帮煤开采边坡失稳形态可以划分为2 种情况：①边坡平盘指向采空区的反倾向失稳；②边坡平盘指向露天矿坑的崩塌失稳，指向采空区的反倾向失稳不会对矿山生产造成影响，指向露天矿坑的崩塌失稳对矿山生产存在影响，由此，在边坡变形破坏演化特征分析基础上结合现场监测手段展开对边帮煤开采边坡失稳形态的分析，边坡平盘如图21 所示。

图21 边坡各平盘物理结构模型Fig.21 Physical structure model of each flat plate of slope

3.3.1 边帮煤开采边坡失稳形态的物理试验分析

通过边坡变形演化特征分析可知，上煤层开采，边坡岩体变形破坏由基本顶开始逐次向上发育，直到工作面开采至60 cm（120 m）时，边坡岩体变形破坏发育至边坡上部1400 和1390 平盘，边坡稳定性发生改变，处于失稳状况（图13）；工作面持续开采下边坡失稳状况也在持续扩展，直至开采至115 cm（230 m）终采线，边坡1400、1350、1340 平盘存在向露天矿坑局部崩塌失稳可能，最大变形移动平盘为1400 平盘，变形值为0.92 mm（0.184 m），虽变形移动趋势指向露天矿坑，但因变形值较小，故不影响矿山正常生产，1390、1380、1370 平盘发生指向采空区的反倾向失稳现象，变形移动最大的平盘为1390 平盘，变形值为−1.67 mm（−0.334 m）（图22a），此过程中边坡其余平盘均存在裂隙发育现象，裂隙平均宽度1.2 mm（0.24 m）左右（图23a）。

图22 上下煤开采各平盘位移变化Fig.22 Curves of displacement changes of flatplates in upper and lower coal mining

图23 煤层开采平盘裂隙发育结构模型Fig.23 Development structure model of flat disc fissures in coal seam mining

下煤层开采初期边坡维持上煤层开采状况，开采至60 m（120 m）时，上下煤层采空区发生贯通，边坡失稳状况发生改变；开采至终采线160 cm（320 m）后，边坡上部1400 平盘指向露天矿矿坑变形趋势加大，变形值增大为1.72 mm（0.344 m）（图22b），局部崩塌失稳征兆加剧；中部1390、1380、1370 平盘为指向采空区的反倾向失稳，最大变形平盘为1380，变形值为−3.41 mm（−0.682 m）（图22b）；下部1350、1340 平盘由最初指向露天矿坑趋势转变为指向采空区方向的反倾向失稳，指向采空区的平盘为1380，此过程中边坡平盘裂隙不断扩大，平均裂隙宽度5.8 mm（1.16 m）（图22、图23b）。

3.3.2 边帮煤开采边坡失稳形态的现场监测分析

边帮煤开采边坡变形失稳的现场监测手段采用SSR-X 雷达监测系统（图24），所监测各平盘变形数据整理后绘制成（图25、图26）数据曲线，此过程可采的上下煤层长度分别为232 m 和320 m，其余可采煤层均位于边坡后方，开采时对边坡稳定性影响较小，故不做分析。

图24 SSR-X 雷达监测仪及成像模型Fig.24 SSR-X radar monitor and imaging model

图25 上煤层开采边坡平盘变形Fig.25 Deformation curve of upper coal seam mining slope

图26 下煤层开采边坡平盘变形Fig.26 Deformation curve of slope in mining of lower coal seam

通过现场观测和数据监测可知，上煤层开采初期边坡各平盘不发生变形移动现象，直到开采至115 m时，边坡内部岩体变形破坏发育至边坡平盘处，致使边坡发生变形失稳现象，上部1400 和下部1350、1340 平盘发生向露天矿坑的水平拉伸变形，下部1390、1380、1370 平盘发生向采空区的反倾向拉伸移动变形，此过程中边坡平盘存在局部破坏，烈度较低；开采至232 m 终采线，此过程边坡各平盘变形移动趋势维持失稳后状况，指向露天矿坑的最大变形平盘为1400，变形值为227.5 mm（0.227 5 m），且平盘局部有裂隙衍生，最大裂隙宽度250 mm（0.25 m）（图25、图26），因变形值和裂隙宽度均较小，所以不存在崩塌现象。

同物理试验相同，上煤层开采结束后对下煤层进行开采，开采至125 m 时，上下煤层发生贯通，使边坡上部1400 平盘向露天矿坑的邻空移动值不断增长，下部平盘向采空区移动值也在不断增大；继续开采至285 m 时，下部1350、1340 平盘发生向采空区方向的翻转变形；直至开采至320 m 终采线，边坡上部1400 平盘向露天矿坑的变形值增大到376 mm（0.376 m）（图26），且平盘局部区域发生崩塌现象（图27a）和宽度不等裂隙，最大裂隙宽度接近900 mm（0.9 m）左右，最小宽度200 mm（0.2 m）左右（图27b）。

图27 边坡平盘局部滑移及移动Fig.27 Local slip and movement of slope flat plate

3.3.3 边坡失稳形态对比

通过上述边帮煤开采边坡失稳形态的物理试验和现场监测分析可知：

上煤层开采至120 m 左右时，物理试验和现场监测显示边坡上部平盘岩体发生变形移动，由此判定此时边坡发生失稳；上煤层开采至终采线，物理试验和现场监测边坡平盘变形移动趋势均一致。

下煤层开采至120 m 左右时，上下煤层采空区发生贯通，边坡平盘变形移动重新发生改变；直至开采至终采线，物理试验和现场监测边坡平盘变形移动趋势均一致，但1400 平盘的变形值存在差异，现场监测变形值为376 mm（0.376 m），物理模型变形值为1.72 mm（0.344 m），且均存在局部失稳崩塌现象。

4 结 论

1）通过相似定律引出2 种相似材料配比方案，针对2 种方案制作标准试件进行单轴抗拉、抗压试验，得出2 种配比试件的抗拉、抗压强度，在通过相似原理对原岩抗压、抗拉强度进行缩放后与两组方案所得强度值进行对比，确定方案2 的强度值与原岩更为相符，由此将方案2 的配比作为物理结构模型的最终配比。

2）根据边帮煤开采边坡变形演化特征可以将边坡变形破坏划分为3 个阶段，分别为表生改造阶段、结构改造阶段、时效变形阶段；变形破坏后的岩体可以划分为“竖三带”，分别为垮落带、裂隙带和弯曲下沉带，表生改造阶段随工作面开采长度增加边坡内部岩体向采空区方向发生垮落，形成“竖三带”中的垮落带，此时边坡稳定性较好；结构改造阶段边坡发生失稳，垮落的岩体形成“三带”中的裂隙带；时效变形阶段边坡延续上一阶段变形特征，最终形成“竖三带”中的弯曲下沉带。

3）按工作面开采长度可以将上煤层开采边坡变形演化特征划分为初期、中期、末期3 个阶段，下煤层划分为初期和末期2 个阶段；上煤层开采初期：靠近采空区中心的岩体变形破坏高度较大，两帮岩体受支撑变形破坏高度较小，且会形成悬臂梁、砌体梁、固支梁结构；中期：上覆岩体遵循渐进发展和循环往复的破坏规律，悬臂梁周期性断裂诱发固支梁周期性垮落，直至固支梁上方的关键层断裂，边坡岩体变形破坏会发展至边坡上部平盘处，循环往复规律终止；末期：边坡岩体沿采空区中心向两边形成沉降减弱区，未采动区域岩体形成“未影响区”，采动区域形成对称分布半“金字塔”状的下沉盆地；下层煤开采初期: 边坡内部岩体变形破坏以采空区为中心向两帮减弱，变形破坏程度和范围均较小；下层煤开采末期:上下煤层之间的结构性岩层发生贯通式破坏，引发边坡岩体沿垂直方向向采空区下沉，水平方向向露天矿坑的缓慢移动，直至开采终止变形破坏的岩体呈半“类曲线”状。

4）通过物理试验和现场监测手段共同得出上煤层开采至120 m 左右时，因变形垮落岩体发育至边坡平盘处使边坡发生失稳现象；下煤层开采至120 m左右时，上下煤层之间的采空区发生贯通，诱发因上煤层开采变形失稳的边坡重新发生移动，直至开采至320 m 终采线，边坡上部1400 平盘存在局部崩塌失稳区，失稳区域较小，其余平盘均表现为指向采空区的反倾向失稳。