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Contexte géotechnique et son implication sur la stabilité de la mine de Kamoto en RDC

( Télécharger le fichier original )
par Albert KALAU KASEKE
Institut supérieur des techniques appliquées de Kolwezi  -  2010
  

Disponible en mode multipage

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« Contexte géotectonique et son implication sur la stabilité de la mine de Kamoto. »

( cas de validation des ouvrages d'une mine souterraine )

Par :Albert Kalau*,J.M.Lunda**,Sage Ngoie*,Sobroto B.***,Sunit Patel***

ISTA Kolwezi*,Dept.Geologie/Unilu**,CHEMAF***,Chaarat Gold H.ltd****

...............................................................................................

1. Introduction.

Des instabilités causées par les ouvertures faites dans les roches (excavation) constituent une menace permanente à la sécurité des ouvriers et aux outils de production de la mine. De plus, la chute des blocs, les éboulements, etc. peut être stoppés en utilisant un soutènement adapté. Pour y arriver, il est nécessaire de comprendre les causes des instabilités et de cerner les mesures susceptibles d'éliminer ou de minimiser tous les problèmes.

La structure et la nature des roches ainsi que les contraintes et la géométrie de l'excavation ont une très grande influence sur la stabilité de l amine.

Le problème essentiel lors de la construction d'excavation est celui de leur stabilité, d'abord temporaire, ensuite permanente. Une étude globale réunissant l'approche empirique, analytique, métrologie et numérique permettent une complète compréhension des phénomènes en jeu. De plus, en permettant la comparaison des diverses solutions, elle réduit au minimum les erreurs d'évaluations qui peuvent être engendrées par les déficiences de chacune des approches prises individuellement.

2. Présentation de site et de l'ouvrage

La mine de Kamoto se trouve à l'Ouest du centre de la ville de Kolwezi dans le Katanga méridional. Elle reprend un gisement dont l'exploitation a commencé en mine à ciel ouvert (carrière de Musonoi). Le carreau de la mine est situé à 1445 mètres d'altitude considérée comme niveau zéro, en profondeur. Les premiers travaux préparatoires et de fonçage des puits ont commencé en 1955. Quant à l'extraction proprement dit du minerai, elle n'a débuté que cinq ans après, c'est-à-dire en 1964.

La mine est constituée principalement des galeries (drift) creusés du nord au Sud et des refentes, ouvrages reliant les galeries d'un même niveau. Les ouvrages de jonction de deux niveaux différents sont appelés rampes. Il y a un chassage au toit supérieur (CTS) et un autre au toit inferieur (CTI) qui ont la même configuration que les drifts en plateure. Les ouvrages recoupant ces chassages sont appelés tranches. On note aussi la présence de petits ouvrages tels que les cheminés, les tenues, etc.( figure 3.1)

2.1. Contexte géologique

Le gisement de Kamoto compte deux écailles

v Kamoto principal

v Kamoto étang

Les deux écailles comportent chacun deux couches minéralisées de 12 à 15 mètres de puissance, séparée par un banc stérile épais de 15 à 25 mètres formé de roches siliceuses à gros cristaux de dolomites noire qui prennent un aspect ruiniforme typique en faciès altéré.

Localisé dans le Roan moyen (tableau 3.2), le mur du gisement est constitué des grés argileux, de teinte gris verdâtres (RAT). Quant au toit du gisement, il est constitué d'un banc de dolomie massive (BOMZ).

3.2.1.1. Kamoto principal

Géométriquement, il s'étend sur 1500 mètres d'Est en Ouest et sur 1300 mètres , du Sud au Nord. Comme nous le montre la figure 3. 3., il plonge du sud vers le Nord jusqu'à l a profondeur de 600 mètres. De sa réserve géologique de 113.700.000 tonnes des minerais aux de plus de 4,5% en cuivre et 0,30% de cobalt, il n'en reste à ces jours qu'une réserve exploitable de 45.000.000 des tonnes de minerais aux teneurs de 5,15% en cuivre et 0,35% en cobalt. Cette écaille est subdivisée en 9 zones qui sont définies selon leur pendage et leur situation géographique( figure 3.1).

3.2.1.2. Kamoto étang

Situé à l'Ouest immédiat de l'écaille de Kamoto principal, le gisement comporte deux lambeaux d'une réserve originelle de 23.000.000 des tonnes de minerais encore intact aux teneurs majeurs de 3,3% en cuivre et 0,8% en cobalt. Il s'agit de :

v Lambeau nord

v Lambeau sud

a. lambeau Nord.

Non altéré, ce lambeau plonge en semi dressant avec un pendage de 40° vers le Sud entre 405 et 575 mètres de profondeur.

b. lambeau Sud

Fortement altéré jusqu'à la profondeur de 300 mètres, ce lambeau contient 75% de la réserve de cette écaille et plonge en semi dressant avec un pendage de 35° NE. Cela s'observe depuis son affleurement jusqu'à la profondeur de 475 mètres.

2.2. Contexte géo structurale

2.2.1. Collection des données structurales

Il est rare de trouver dans la nature des masses rocheuses continues. Elles sont généralement découpées par des discontinuités variables du genre faille, diaclase, strate, etc. lorsqu'elles sont sollicitées par des contraintes dues à une excavation, elle affiche un comportement qui dépend de leur nature et de leur discontinuité. Ces dernières sont assimilées aux plans dont on prélève les mesures relatives à leur orientation (données structurales) et ce, à l'aide d'une boussole munie d'un clinomètre.

En souterrain, la collection de ces données a été faite d'une part sur les plans des cassures et d'autre part sur les plans de stratification comme le montent respectivement les tableaux 3.1 et 3.2.

Tableau 3.1. pendages et directions des cassures

niveau

direction

 
 

pendage

 
 

NIV 490

 
 
 
 
 
 

1

N

120

E

88

NE

dstrat

2

N

150

E

80

NE

 

3

N

140

E

83

NE

 

4

N

110

E

89

NE

 

5

N

105

E

89

NW

 

6

N

85

E

75

NW

RSF CTS

7

N

75

E

71

NW

 

8

N

73

E

78

NW

 

9

N

90

E

75

N

 

10

N

130

E

82

SW

 

11

N

120

E

85

NE

 

12

N

105

E

85

NE

 

13

N

73

E

72

NW

 

14

N

65

E

73

NW

 

15

N

63

E

75

NW

 

16

N

98

E

78

SW

 

17

N

100

E

88

SW

 

18

N

160

E

76

SW

 

19

N

120

E

87

NE

GRAPHITEUX

20

N

105

E

67

NE

 

21

N

113

E

71

NE

 

22

N

110

E

75

NE

 

23

N

115

E

70

NE

 

24

N

133

E

84

SW

 

25

N

130

E

85

SW

 

26

N

125

E

80

SW

 

27

N

97

E

87

SW

 

28

N

80

E

70

SW

JUSQU A 490 T20W

29

N

75

E

84

NW

 

30

N

85

E

85

SE

 

31

N

100

E

45

NE

 

32

N

150

E

80

NE

 

33

N

138

E

78

NE

 

34

N

145

E

82

SW

 

35

N

115

E

85

NE

 

36

N

138

E

89

SW

 

37

N

165

E

65

SW

 

38

N

155

E

155

NW

 

39

N

120

E

79

NW

 

40

N

55

E

82

SW

 

41

N

45

E

83

NW

 

42

N

85

E

62

SE

RSC

43

N

116

E

70

SW

 

44

N

45

E

70

NW

Remplissage de Quartz

45

N

25

E

65

NE

 

46

N

115

E

80

SW

 

47

N

112

E

74

SW

 

48

N

70

E

68

SE

 

49

N

45

E

64

NE

 

50

N

128

E

82

SE

 

51

N

15

E

60

NW

 

52

N

165

E

65

NE

 

53

N

40

E

60

SE

 

54

N

115

E

80

 
 

55

N

125

E

85

 
 

56

N

10

E

65

NW

 

57

N

145

E

50

SW

 

58

N

20

E

55

SE

 

59

N

20

E

70

NW

 

60

N

83

E

70

NW

 

61

N

15

E

65

NW

 

62

N

95

E

83

NE

 

63

N

115

E

85

SW

 

64

N

150

E

89

SE

 

65

N

120

E

87

SE

 

66

N

96

E

86

NE

 

67

N

120

E

53

SW

 

68

N

150

E

70

SW

 

69

N

68

E

35

NW

 

70

N

135

E

85

SW

 

71

N

140

E

70

SW

 

72

N

59

E

70

NW

 

73

N

150

E

88

SW

 

74

N

157

E

81

SW

 

75

N

5

E

75

SE

 

76

N

8

E

65

NW

 

77

N

120

E

58

SW

 

78

N

10

E

70

SE

 

79

N

130

E

70

NE

 

80

N

135

E

65

NE

 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

Tableau 3.2. Pendages et directions des couches

station

direction

pendage

 

 

 

1

N

123

E

80

NE

 

 

 

2

N

119

E

83

NE

 

 

 

3

N

152

E

80

NE

 

 

 

4

N

148

E

78

NE

 

 

 

5

N

138

E

83

NE

 

 

 

6

N

143

E

85

NE

 

 

 

7

N

120

E

89

NE

 

 

 

8

N

115

E

86

NE

 

 

 

9

N

100

E

89

NE

 

 

 

10

N

107

E

80

NE

 

 

 

11

N

80

E

70

NW

 

 

 

12

N

82

E

75

NW

 

 

 

13

N

70

E

71

NW

 

 

 

14

N

78

E

70

NW

490

DST

 

15

N

71

E

78

NW

 

 

 

16

N

75

E

76

NW

 

 

 

17

N

90

E

70

NW

 

 

 

18

N

87

E

73

NW

 

 

 

19

N

115

E

82

NE

 

 

 

20

N

117

E

80

NE

 

 

 

21

N

105

E

80

NE

 

 

 

22

N

100

E

82

NE

 

 

 

23

N

70

E

70

NW

 

 

 

24

N

74

E

75

NW

 

 

 

25

N

62

E

78

NW

 

 

 

26

N

66

E

70

NW

 

 

 

27

N

68

E

77

NW

 

 

 

28

N

65

E

75

NW

 

 

 

29

N

98

E

76

SW

 

 

 

30

N

94

E

73

SW

 

 

 

31

N

106

E

85

SW

 

 

 

32

N

102

E

82

SW

 

 

 

33

N

155

E

76

SW

 

 

 

34

N

150

E

73

SW

490

RSF

 

35

N

118

E

80

NE

 

 

 

36

N

115

E

85

NE

 

 

 

37

N

102

E

66

NE

 

 

 

38

N

108

E

70

NE

 

 

 

39

N

118

E

76

NE

 

 

 

40

N

115

E

72

NE

 

 

 

41

N

110

E

76

NE

 

 

 

42

N

116

E

68

NE

 

 

 

43

N

120

E

65

NE

 

 

 

44

N

109

E

60

NE

 

 

 

45

N

130

E

82

SW

 

 

 

46

N

136

E

88

SW

 

 

 

47

N

134

E

79

SW

 

 

 

48

N

132

E

82

SW

 

 

 

49

N

123

E

80

SW

 

 

 

50

N

127

E

86

SW

 

 

 

51

N

125

E

78

SW

 

 

 

52

N

90

E

83

SW

 

 

 

53

N

98

E

87

SW

 

 

 

54

N

95

E

80

SW

 

 

 

55

N

81

E

70

SE

 

 

 

56

N

83

E

69

SE

 

 

 

57

N

88

E

74

SE

490CTS

RSC

 

58

N

72

E

84

NW

 

 

 

59

N

76

E

86

NW

 

 

 

60

N

73

E

82

NW

 

 

 

61

N

50

E

50

NW

 

 

 

62

N

45

E

50

SE

 

 

 

63

N

80

E

85

SE

 

 

 

64

N

110

E

45

NE

 

 

 

65

N

108

E

40

NE

 

 

 

66

N

147

E

78

NE

 

 

 

67

N

143

E

70

NE

 

 

 

68

N

140

E

69

NE

 

 

 

69

N

142

E

76

SW

 

 

 

70

N

135

E

70

SW

 

 

 

71

N

139

E

74

SW

 

 

 

72

N

145

E

80

SW

 

 

 

73

N

142

E

86

SW

 

 

 

74

N

143

E

79

SW

 

 

 

75

N

111

E

86

SW

 

 

 

76

N

114

E

83

SW

 

 

 

77

N

118

E

76

SW

 

 

 

78

N

130

E

86

NE

 

 

 

79

N

135

E

82

NE

 

 

 

80

N

139

E

80

NE

 

 

 

81

N

165

E

62

NE

 

 

 

82

N

162

E

66

NE

 

 

 

83

N

168

E

63

NE

 

 

 

84

N

158

E

60

SW

 

 

 

85

N

154

E

68

SW

 

 

 

86

N

151

E

65

SW

 

 

 

87

N

118

E

73

SW

 

 

 

88

N

114

E

70

SW

 

 

 

89

N

112

E

76

SW

490

SD GRAPHITEUX

 

90

N

52

E

84

NW

 

 

 

91

N

56

E

82

NW

 

 

 

92

N

43

E

88

NW

 

 

 

93

N

58

E

87

NW

 

 

 

94

N

46

E

89

NW

 

 

 

95

N

40

E

86

NW

 

 

 

96

N

84

E

60

SE

 

 

 

97

N

88

E

66

SE

 

 

 

98

N

86

E

63

SE

 

 

 

99

N

115

E

72

SW

 

 

 

100

N

118

E

64

SW

 

 

 

101

N

112

E

68

SW

 

 

 

102

N

122

E

79

SW

 

 

 

103

N

126

E

86

SW

 

 

 

104

N

124

E

82

SW

 

 

 

105

N

43

E

78

NW

 

 

 

106

N

48

E

70

NW

 

 

 

107

N

46

E

82

NW

 

 

 

108

N

28

E

65

NW

 

 

 

109

N

33

E

68

NW

 

 

 

110

N

30

E

59

NW

 

 

 

111

N

115

E

77

SW

 

 

 

112

N

120

E

83

SW

 

 

 

113

N

113

E

78

SW

 

 

 

114

N

118

E

72

SW

 

 

 

115

N

110

E

76

SW

 

 

 

116

N

115

E

74

SW

 

 

 

117

N

120

E

79

SW

 

 

 

118

N

130

E

86

SW

 

 

 

119

N

125

E

82

SW

 

 

 

120

N

110

E

74

SW

 

 

 

121

N

126

E

80

SW

 

 

 

122

N

120

E

86

SW

 

 

 

123

N

111

E

76

SW

 

 

 

124

N

112

E

69

SW

 

 

 

125

N

124

E

83

SW

 

 

 

126

N

68

E

68

SE

 

 

 

127

N

60

E

62

SE

 

 

 

128

N

12

E

63

NW

 

 

 

129

N

67

E

60

SE

 

 

 

130

N

18

E

61

NW

 

 

 

131

N

15

E

67

NW

 

 

 

132

N

49

E

62

NW

 

 

 

133

N

42

E

66

NW

 

 

 

134

N

46

E

69

NW

 

 

 

135

N

159

E

69

NW

 

 

 

136

N

162

E

60

NW

 

 

 

137

N

164

E

65

NW

 

 

 

138

N

40

E

68

SE

 

 

 

139

N

46

E

60

SE

 

 

 

140

N

49

E

64

SE

505CTS

BOMS+BOMZATRE

SEMI DRESSANT

141

N

125

E

80

SW

 

 

 

142

N

123

E

79

SW

 

 

 

143

N

128

E

85

SW

 

 

 

144

N

120

E

75

SW

 

 

 

145

N

118

E

73

SW

 

 

 

146

N

124

E

80

SW

 

 

 

147

N

127

E

70

SW

 

 

 

148

N

2

E

65

SE

 

 

 

149

N

10

E

69

SE

 

 

 

150

N

8

E

60

SE

 

 

 

151

N

15

E

60

NW

 

 

 

152

N

18

E

62

NW

 

 

 

153

N

13

E

65

NW

 

 

 

154

N

140

E

55

SW

 

 

 

155

N

142

E

57

SW

 

 

 

156

N

147

E

60

SW

 

 

 

157

N

23

E

58

SE

 

 

 

158

N

28

E

62

SE

 

 

 

159

N

25

E

60

SE

 

 

 

160

N

31

E

72

NW

 

 

 

161

N

26

E

70

NW

 

 

 

162

N

25

E

68

NW

 

 

 

163

N

83

E

72

NW

 

 

 

164

N

78

E

69

NW

 

 

 

165

N

80

E

67

NW

 

 

 

166

N

15

E

60

NW

 

 

 

167

N

10

E

58

NW

 

 

 

168

N

8

E

62

NW

 

 

 

169

N

94

E

83

NE

 

 

 

170

N

92

E

80

NE

 

 

 

171

N

98

E

79

NE

 

 

 

172

N

90

E

75

NE

 

 

 

173

N

100

E

70

NE

 

 

 

174

N

110

E

85

SW

 

 

 

175

N

118

E

80

SW

 

 

 

176

N

115

E

86

SW

505

BOMZ

DRESSANT

177

N

128

E

84

SW

 

 

 

178

N

122

E

81

SW

 

 

 

179

N

126

E

85

SW

 

 

 

180

N

153

E

68

SW

 

 

 

181

N

148

E

70

SW

 

 

 

182

N

155

E

73

SW

 

 

 

183

N

67

E

34

NW

 

 

 

184

N

60

E

32

NW

 

 

 

185

N

74

E

38

NW

 

 

 

186

N

123

E

56

SW

 

 

 

187

N

126

E

53

SW

 

 

 

188

N

129

E

60

SW

 

 

 

189

N

138

E

86

SW

 

 

 

190

N

135

E

83

SW

 

 

 

191

N

130

E

80

SW

 

 

 

192

N

148

E

82

SW

 

 

 

193

N

145

E

85

SW

 

 

 

194

N

153

E

79

SW

 

 

 

195

N

138

E

69

SW

 

 

 

196

N

135

E

72

SW

 

 

 

197

N

142

E

65

SW

 

 

 

198

N

60

E

70

NW

 

 

 

199

N

63

E

68

NW

 

 

 

200

N

56

E

73

NW

 

 

 

201

N

157

E

81

SW

 

 

 

202

N

153

E

86

SW

 

 

 

203

N

160

E

80

SW

 

 

 

204

N

159

E

82

SW

 

 

 

205

N

5

E

78

SE

 

 

 

206

N

10

E

75

SE

 

 

 

207

N

4

E

80

SE

 

 

 

208

N

11

E

65

SE

 

 

 

209

N

8

E

68

SE

 

 

 

210

N

7

E

62

SE

 

 

 

211

N

120

E

51

SW

 

 

 

212

N

126

E

54

SW

 

 

 

213

N

118

E

58

SW

 

 

 

214

N

15

E

70

SE

 

 

 

215

N

10

E

69

SE

 

 

 

216

N

13

E

79

SE

 

 

 

217

N

130

E

72

NE

 

 

 

218

N

140

E

78

NE

 

 

 

219

N

135

E

70

NE

 

 

 

220

N

135

E

60

NE

 

 

 

221

N

138

E

68

NE

 

 

 

222

N

140

E

59

NE

520

DIFFERENTE FORMATIONS

PLATEURE

2.2.2. Analyse des données structurales.

a. rosace de fréquence

La rosace est une représentation graphique des fréquences des valeurs de données structurales dans les classes de 10 degrés d'amplitude, dans notre cas.

Comme la montre la figure 3.4 la rosace des fréquences est un outil d'évaluation qui permet d'apprécier les valeurs des données structurales en fonction des classes respectives. Elle nous permet de déterminer les directions que doivent prendre les galeries principales, les refentes, etc....

.

Figure 3.4. Rosace des fréquences et directions principales des ouvrages

Figure 3.5. Rosace des fréquences des plans de stratification

B pôles et cyclogrammes.

La représentation des données structurales collectées sur le terrain est faite à partir d'une technique de projection sphérique suivant laquelle le plan D est représenté par un grand cercle, en 2D. L'intersection du plan avec la sphère de référence définit un grand cercle (cyclogrammes) lorsqu'on fait sa projection en 2D.

Le Pole est défini par le point où le segment de droite, tracé du c entre de la sphère perpendiculairement au plan touche la sphère.

Pour arriver à nos fins, nous avons utilisé le logiciel de projection stéréographique STEREOWIN 1.2. qui est un programme de projection dans l'hémisphère inférieure de la sphère.

Pour enter les données correspondant à l'orientation des plans, nous avons utilisé les commandes suivantes :

File/new/planes/ok/plot data to stereo net/enter.

Comme l'illustre les figure 3.6, 3.7, 3.8 et 3.9 un click sur l'onglet «Scatter» du meme plot donnent les pôles de tous les plans.

Figure 3.6. Cyclogrammes des plans des fractures

Figure 3.7. Pôles des plans des fractures

Figure 3.8. Cyclogrammes des plans de stratification

Figure 3.9. Pôles des plans de stratification

c. pole de densité

Stereowin 1.2, use de la méthode de Kamb (1959) pour déterminer les pôles de densité. Pour y parvenir nous avons utilisé les commandes ci-après

Plot/Kamb contour/oui.

Cela est illustré par les figures 3.10 et 3.11.

Les pôles de densité nous permettent de déterminer le paramètre Jn de la classification de Barton et al( annexe...).

Figure 3.10. Pôles de densité des fractures

Figure 3.11. Pôles de densité des plans de stratification

d. contrainte, champs de stabilité, de glissement et champs métastable.

La projection des pôles des plans de cassures en 2D aboutit à la détermination du plan deviatorique des réseaux de fractures et, des champs de stabilités de glissements, etc.

Par deux grands réseaux de fracture, on fait passer des cyclogrammes partageant les nuages des pôles respectifs en deux. L'intersection de ces deux cyclogrammes (réseaux de fractures).est le point d'application de la contrainte qui, elle est le pole du plan deviatorique.

A partir de l'angle qui est l'égale à 2, on déduit l'angle de frottement interne correspondant à 90° - 2. Le milieu de l'arc P1P2 est le point d'application de la contrainte T1 et le cyclogramme passant par T1 et T2 est le plan bissecteur .

Le point d'application de T1 est le pole du cyclogramme dont l'intersection avec le plan déviatoire est le point d'application de la contrainte T3. T1 est le centre d'un cercle de rayon qui détermine le champ de stabilité.(Hoek E. et al,1980)

P1 et P2 sont les pôles des plans et dont l'intersection avec le cyclogramme tangent, en P3, au cercle de stabilité permet de définir P4 et P5 l'intersection du plan avec les plans et donne respectivement les points P6 et P7. Ces derniers, enfin permettent de définir respectivement deux cercles de centres P6 et P7 et des rayon P6P7 et P7P5 qui sont les champs de glissement.

Les zones se trouvant entre le champ de stabilité et le champ métastable.(Barton N. et al,1974)

Vu la multitude des valeurs à ploter, nous utilisons Stereowin 1.2, lequel logiciel qui nous permet d'arriver à nos fins en nous basant sur l'algorithme présenté dans l'annexe....

Cela est illustré par la figure 3.12.

Figure 3.12. Champs de stabilité, champs de glissement, champs métastable et les contraintes

2.3. Caractéristiques mécaniques des matériaux

2.3.1. Terrain

Des caractéristiques mécaniques retenues pour les terrains dans la cadre de cette étude ont été déterminées sur base des essais réalisés sur les échantillons de différentes formations géologiques de la mine.

Les tableaux 3.3 et rassemble les moyennes retenues pour chaque couche de terrain.

Couches

C (kg/cm2)

ö°

Ô (kg/cm2)

Dens.

ót (kg/cm2)

óc ( kg/cm2)

E (t/cm2)

ãs

BOMZ

190

66

360

2,87

77

1815

1030

0,32

SD

220

59

425

2,71

127

1658

560

0,27

RSC

175

63

330

2,68

85

1472

645

0,23

RSF

180

46

320

2,66

144

925

424

0,23

DSTRAT

230

64,5

445

2,83

97

2082

893

0,28

RAT GRISE

110

56

200

2,73

57

733

489

0,29

BRECHE DE RAT

220

60

425

2,83

119

1661

745

0,42

RAT LILAS

55

58,5

100

2,61

31

373

276

0,29

Tableau 3.3. Caractéristiques géomécaniques des terrains

2.3.2. Soutènement et revêtement

Le soutènement lis en place pour l'avancement des travaux est constitué des :

v Boulons de 25 à 33 mm de diamètres et 4 mètres de longueur.

v Bétons projetés de 30 cm d'épaisseur, armés des treillis soudés.

Le bouillonnement, ayant un effet de stabilisation locale difficilement modélisable en éléments finis, n'a pas été pris en compte dans les calculs.

Les caractéristiques retenues pour le béton projeté sont les suivantes :

v Poids volumique de 25KN/m3

v Module de Yang de 10.000MPa

v Coefficient de poison de 0.2

v Epaisseur de 30 cm.

v Résistance à la compression de 14MPa

3. Application des méthodes empiriques

3.1. Classification de terzaghi

Pour terzaghi, la hauteur de la zone comprimée Hp est estimée en fonction de la hauteur Ht et de la base B du tunnel. Comme le montre le tableau 1. et la figure 3. Kamoto est présent dans des formations dures et stratifiées. A cet effet la charge Hp égale à 0,5B conformément au tableau 1. B étant égal à 6 mètres, la hauteur des terrains décomprimés au dessus des galeries est de 3 mètres. Cela revient à dire que les boulons à utiliser doivent avoir une longueur strictement supérieure à 3 mètres. (Panet,1995 ;Hoek,1980 ;Bienwski,1973 ;1976 ;1979)

3.2. Classification de Bieniawski

Bieniawski a publié en 1976 les détails d'une classification des masses rocheuses. Depuis sa version originale, certaines modifications ont été apportées.

Pour la mine de Kamoto, les valeurs retenues pour les différents paramètres sont les suivantes.

v Tc : voir le tableau 3.3

v RQD : 75 à 90%

v Espacement des discontinuité : de 0,2 à 0,6 mètres

v Etat des discontinuité : 1,5.

v Orientation des discontinuité : 0 à 20° (plateure) 20 à 45° (semi dressant) et 45 à 90°(dressant)

Grâce au programme de calcul de Bieniawski développé par solem, nous avons pu présenter les résultats relatifs à la mine Kamoto dans un tableau simplifié (tableau 3.4).

3.3 Classification de Barton

Sur base d'analyse d'un grand nombre d'excavations souterraine, le tunnelling qualité index permet de rendre compte de la qualité de surfaces de discontinuités afin d'en déduire le comportement mécanique des massifs rocheux.

Les valeurs numériques retenues pour Q sont les suivantes :

v RQD : voir tableau

v Jn : 12

v Jr : 1,5

v Ja : 1,5

v Ju : 0,33

v SRF : 15

Les résultats ci-joints relatifs à cette classification sont obtenus à l'aide du diagramme de calcul de barton développé par solem.(Barton et al,1974)

Résultats obtenus à partir de la classification de Barton

Qualité de la roche

Coefficient Q :

Qualité de la roche :

Mode de soutènement

Dimension équivalente : 3,75 m

Portée non soutenue : 1,746 m

Effort dans le soutènement

Au niveau de la voute : 2,550 MPa

Au niveau des piédroits : 1,879 MPa

Module de Young du massif

Module de Young : 108,965 MPa

3.4. Application des méthodes analytiques

3.4.1. Méthodes de convergence confinement

3.4.1.1. Présentation du logiciel C-Lambla

C-Lambla est un logiciel basé sur une formulation entièrement analytique des courbes de la méthode de convergence confinement. Les calculs y sont fait sur base des hypothèses suivantes :

v Le massif et les contraintes sont isotropes

v La cavité a une forme cylindrique

v Le terrain est élastiquement parfait.

La convention des signes utilisée est celle de la mécanique des Milieux continus, c'est-à-dire que les contraintes sont positives en traction. Les pressions ainsi que la résistance à la compression seront cependant toujours considérées positives.(Martin et al,2004)

3.4.1.2. Étapes de calcul

C-Lambla effectue les calculs suivants les étapes suivantes :

v Définition des paramètres géométriques

v Définition des propriétés mécanique du sol

v Définition des propriétés du soutènement.

v Pose du soutènement.

Cette dernière permet de définir la méthode de calcul du déplacement à la pose, la distance de pose, les coefficient m0 et et la valeur du coefficient

3.4.1.3. Présentation des résultats

La totalité du calcul se déroule dans le domaine élastoplastique. Il se fait qu'à l'aide de C-Lambla les calculs sont très rapides. Les résultats du modèle sont illustrés par le tableau 3.4

Tableau 3.4 Résultats du modèle à partir de C Lambda

3.4.2. Méthodes hyperstatiques

3.4.2.1. charges actives et passives

Les charges actives sont celles qui agissent directement sur le soutènement. Le tableau 3,5 donne pour chaque formation les differentes valeurs y relatives.

COUCHES

h1(m)

H2 (m)

PV1 (Pa)

PV2 (Pa)

BOMZ

25

632

-842489,971

-842489,978

SD

25

632

-1320402,32

-1320403,61

RSC

25

632

-888755,03

-888755,102

RSF

25

632

-1731109,31

-1731420,29

DSTART

25

632

-1093799,49

-1093799,52

RAT GR

25

632

-737706,21

-737709,459

BRECHE DE RAT

25

632

-1266768,09

-1266768,79

RAT LILAS

25

632

-332619,212

-332619,632

Tableau 3,5 charges actives pour 25 mètres de couverture (Pv1) et pour 632 mètres de couvertures (Pv2)

Les charges passives sont celles qui exercent le soutènement sur les formations en place. (Martin et all,2009)

Elles sont illustrées par le tableau 3.6

COUCHES

E (Kg/m2)

Coef. Poiss

RAYON (m)

Raideur K

Char. Q (MPa)

BOMZ

103

0,32

3,5

22,2943723

5,12770563

SD

56

0,27

3,5

12,5984252

4,91338583

RSC

64,5

0,23

3,5

14,9825784

5,09407666

RSF

42,4

0,23

3,5

9,84901278

5,12148664

DSTART

89,3

0,28

3,5

19,9330357

5,18258929

RAT GR

48,9

0,29

3,5

10,8305648

4,87375415

BRECHE DE RAT

74,5

0,42

3,5

14,9899396

4,79678068

RAT LILAS

27,6

0,29

3,5

6,11295681

4,58471761

Tableau 3.6 : charges passives

Char.Pass (Pa)

PV1(Pa)

PV2 (Pa)

P1. équilibre (Pa)

P2. équilibre (Pa)

5127705,628

-842489,9714

-842489,9777

5970195,599

5970195,605

4913385,827

-1320402,317

-1320403,614

6233788,144

6233789,441

5094076,655

-888755,0303

-888755,102

5982831,685

5982831,757

5121486,643

-1731109,315

-1731420,29

6852595,958

6852906,933

5182589,286

-1093799,494

-1093799,523

6276388,78

6276388,808

4873754,153

-737706,2105

-737709,4595

5611460,363

5611463,612

4796780,684

-1266768,091

-1266768,786

6063548,776

6063549,47

4584717,608

-332619,2122

-332619,6319

4917336,82

4917337,24

Tableau 3.7. Équilibre charge active-passive à 25 mètres (P1 équilibre) et à 632 mètres (P2 équilibre)

L'on remarque que la différence n'est pas du tout grande entre les charges à l'équilibre pour 25 mètres et 632 mètres de profondeur et aussi elles sont positives. Cela montre que nos galeries sont surdimensionnées quand on use de ce type de soutènement.

3.4.3. Méthode des blocs rigides

L'analyse des données structurales au moyen de la projection stéréographique de la figure 3.12 montre que la mine est constituée des dièdres rocheux de dimensions différentes.

Le tableau 3. Résume pour chaque formation le nombre des boulons à mettre en oeuvre en voûte et en piédroit.

En plateure, la stabilité est obtenue en s'appuyant sur un schéma de fonctionnement de type poutre sur deux appuis de la Resistance Des Matériaux. Ce dernier nous permet de déterminer pour chaque formation, les paramètres des ouvrages et leurs valeurs respectives.

5. MODELISATION DE LA MINE PAR LES ELEMENTS FINIS

4.1. CAS ETUDIE

Le modèle représente un massif de roche d'une largeur de 30 m et de 45 m de hauteur où les excavations sont faites. Ces excavations sont faites dans une série comportant 7 couches dont les épaisseurs sont spécifiées dans la figure 3. Le milieu est frottant et ses caractéristiques mécaniques sont présents dans le tableau 3.

Les calculs sont fait en deux étapes pour mieux visualiser la stabilité. Le modèle numérique utilisé prend en considération la présence de l'eau car il use du logiciel GEO 5. Cela nous pousse à ne pas chercher un logiciel de couplage qui prendrait en compte cet aspect. Nous pouvons ainsi utiliser les éléments finis pour représenter le massif de roche, hôte des excavations, zones où se produiront les déplacements les plus importants ainsi que l'apparition des fractures au sein du matériau.

L'intérêt de cette approche est de bénéficier au maximum des ses avantages en utilisant le code de calcul de GEO 5 tout en limitant ses inconvénients. Ainsi sa capacité à représenter les zones exposées aux chutes et aux affaissements sans intervention de la part de l'utilisateur est intéressante pour le dimensionnement des ouvrages souterrains.

4.2. PRESENTATION DE GEO 5

GEO 5 est un logiciel de modélisation numérique utilisant la Méthode des Eléments Finis(FEM) appliquée à différents types des milieux. Il est extrêmement souple en calcul. L'originalité de son approche provient du fait qu'il utilise la Méthode des Eléments Finis. Il considère ainsi la roche comme un ensemble de particules circulaires indéformables possédant chacune ses caractéristiques propres, ce qui lui confère la possibilité de mieux représenter le comportement d'une roche soumis à de grandes déformations et à de la fracturation qu'une approche classique de type milieu continu. Cependant cette approche présente deux inconvénients ou limitations majeurs :

- le temps requis pour modéliser un même problème est beaucoup plus important que pour les logiciels utilisant une approche en milieu continu. Cela dépend cependant beaucoup de la loi de comportement et du schéma de résolution retenu ;

- le comportement global d'un ensemble de particules est la résultante de l'ensemble des propriétés des particules. Le comportement macroscopique est étroitement lié aux propriétés des contacts interarticulaires des particules. Une importante phase de calage des paramètres est donc nécessaire car il n'existe pas de relations directes entre les micropropriétés et les caractéristiques macroscopiques des usuelles des roches : angle de frottement interne, cohésion, module d' Young, angle de dilatance,...Le calage du modèle est fait à la suite de plusieurs essais des maillages sur le plan purement géométrique.

4 .3. FONCTIONNEMENT DU LOGICIEL

Les maillages désirés sont crées après avoir défini les interfaces. Une fois générés, la définition des caractéristiques géomécaniques des terrains suit avec la prise en compte de l'eau pour l'obtention des contraintes et des déformations totales. Les analyses s'en suivent en tenant compte des déplacements et des phasages d'excavation. Les boulons ne connaissant pas une modélisation parfaite, ne sont pas pris en compte de sorte que nous travaillons dans des conditions limites de stabilité. Le modèle nous montre avec des flèches, les directions préférentielles et les sens des contraintes susceptibles d'induire des déformations plastiques. Dans un premier temps les analyses sont faites en considérant que le milieu n'est pas encore excavé et la deuxième est faite dans la phase d'équilibre apparent excavation-roche montrant le sens des vecteurs de déplacement.

4.4 .MAILLAGE

Etant donné l'étendue des excavations, nous avons choisi de modéliser les ouvrages en déformations planes comme Mestat et Arafati (1998) ont procédé. Comme susmentionné, le maillage a une extension horizontale de 30 m et verticale de 45 m. Il comprend 2080 éléments et 3302noeuds en terrains non excavés et 2408 éléments et 3696 noeuds en terrains avec excavations. Les maillages utilisés sont représentés sur les figures 4. (Avant l'excavation) et 4. 5 (avec les excavations).

4.5. CONDITIONS AUX LIMITES

Le déplacement horizontal est bloqué sur les limites verticales du maillage. La base du maillage est maintenue fixe tant horizontalement que verticalement. Le massif est considéré comme étant complètement imbibé d'eau par conséquent, les parois des ouvrages sont continuellement mouillée.(Coquillay S.,2005)

4.6. PRESENTATION DES RESULTATS

Deux cas de simulations numériques ont pu être considérés. Le premier est en condition de terrain non excavé et sert de référence. Le second cas prend en compte la présence de l'excavation afin de déterminer l'importance du phénomène crée par et au sein des ouvrages.

Les résultats qui seront plus particulièrement analysés sont les déplacements et leur localisation et les contraintes induites par l'ouverture dans les roches. Nous ne tenons pas compte de l'endommagement en surface car l'on se trouve à très grande profondeur en milieu purement industriel.

4.6.1. RESULTATS EN TERRAINS VIERGES

La cavité n'est pas encore faite. Aucune rupture n'apparait car le terrain se trouve encore dans ses conditions initiales. C'est donc un état stable. Une série des figures montre le comportement du massif à l'état initial (figures 3. 3. 3. )

La répartition des charges qui se développent au sein du massif rocheux est clairement visible. On observe de même la présence des contraintes de traction dans d'autres bancs au voisinage des interfaces.

4 .6. 2. RESULATS EN TERRAINS EXCAVES

Laistribution des contraintes, des déformations et des déplacements est différente de celle en condition non excavée.

Dans la première approche les roches ne cherchent à combler naturellement aucun vide alors que c'en est le cas avec la deuxième.

Les figures 3. 3. 3. montrent la répartition des différentes composantes des contraintes au sein du massif ainsi que les vecteurs montrant les zones susceptibles de s'effondrer.

4 .7. CONCLUSION PARTIELLE

Un modèle numérique a été développé afin de permettre l'étude des phénomènes que causent les excavations souterraines et le comportement de ces dernières. Il a été utilisé dans le cadre particulier de dimensionnement des ouvrages de la mine souterraine de Kamoto. Les résultats obtenus seront comparés avec ceux obtenus avec les méthodes analytiques et numériques.

Avec GEO 5, il est maintenant possible de traiter des cas où l'on ne sait pas à priori l'avenir de l'excavation.

Figure 4.1 TERRAIN NON EXAVE

Stage : INITIAL

 

Figure 4.2 Contrainte de cisaillement suivant X et Y

Stage : initial

 

Figure 4.3 Contrainte sigma total suivant z

Stage : initial

 
 

Figure 4.4 contrainte sigma total suivant X

Stage : initial

 
 

Figure 4.5 maillage utilisé en terrain excavé

Stage : terrain excavé

 

Figure 4.6 Contrainte de cisaillement suivant X et Y

Stage : Terrain excavé

 

Figure 4.7 Contrainte Sigma total suivant X

Stage : Terrain excavé

 

Figure 4.8 Contrainte sigma total suivant z

Stage : Terrain excavé

 
 
 
 

Conclusion

Contrairement aux autres résultats, Les résultats de la projection stéréographiques soulignent la présence de quatre champs dont celle de stabilité maximale est la plus petite. Voila pourquoi nous avons choisi ce sujet pour faire ressortir un caractère technique manifeste, son intérêt est grand du fait que la vie de la mine en dépende.

Nous avons maintes fois parcouru les galeries de la mine souterraine de Kamoto et ai eu à étudier, à loisir, plusieurs stations d'étude et échantillons de différentes roches dans leur environnement géologique qui les entourent et, nous pensons qu'avec les méthodes empiriques, nous avons déterminé les temps que doivent mettre différents ouvrages s'ils ne sont pas supportés, la densité des boulons qui varie de 0.83 à 1.1 suivant les formations et la portée maximale non soutenue qui, elle vaut 1.7 mètres.

Bien que d'accès facile et présentant des données viables au delà des méthodes empiriques et stéréographiques, cette étude nous a permis, à travers les méthodes analytiques d'estimer les longueurs que doivent avoir les boulons à mettre en oeuvre suivant les propriétés de différentes formations. Elles varient de 3.4 à 3.9 mètres si l'on considère un ancrage de 20% du rayon plastique dans la zone élastiques.

La modélisation numérique nous montre qu'avec un coefficient de déformation supérieur ou égal à 5, les voutes de galeries toucheront les radiers et que la chute d'une seule galerie est susceptible d'entrainer automatiquement celle des autres se trouvant à coté d'elle(chute spectaculaire des galeries), induisant ainsi de graves dommages au sein d'un niveau. Il faut ,de ce fait, assurer un soutènement talonnant le minage tout en évitant de laisser de longues portées non soutenues et des blocs en jambon.

L'intérêt de cette étude est également sous tendu par l`importance de tonnage minerais exploités dans la mine de kamoto (préserver une longue vie à la mine) en particulier et en générale par la diminution notable des accidents de travail une fois si toute ces perspectives respectées.

Référence Bibliographique.

1. Barton N. et al (1974) ;engineering classification of rock masses for design of tunnel support-rock mechanics,vol.6,number 4,p.189.

2. Bieniawski L.T.(1979): The geomechanics classification in rock engineering applications.4th int.cong. rock mechanics,montreux,vol.1,p.41.

3. Hoek E. et al.(1980): underground excavation in rock-the institution of mining and metallurgy,London,525 pp.

4. Kamb W.(1959):Ice petrofabric observations from blue glacier Washington in relation to theory and experiment :journal of geophysical research,vol.64,pp.1891-1909.

5. Martin F. et Saitta A.(2004):Manuel théorique du logiciel c-lambda, rapport technique, CETU-ITECH,p.43.

6. Panet (1995) :le calcul des tunnels par la méthode convergence -confinement .Paris : presses de l'ENPC.

7. Coquillay.S.(2005) :Prise en compte de la non-linéarité du comportement des sols soumis à de petites déformations pour le calcul des ouvrages géotechniques. Thèse de doctorat, ENPC , Paris ,p.249.

8. Saiba O.(1989) : simulation numérique d'un soutènement en sol cloué : études du comportement en phase de construction et application à un ouvrage expérimental. thèse de doctorat de l'université de paris VI, p. 246.






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