« 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
|
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81
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70
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56
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83
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69
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57
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N
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88
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74
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SE
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490CTS
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72
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84
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NW
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76
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86
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NW
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73
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82
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NW
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50
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63
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80
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85
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SE
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64
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N
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110
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E
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45
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NE
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65
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N
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108
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40
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NE
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66
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N
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147
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E
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78
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NE
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|
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67
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N
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E
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NE
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68
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N
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140
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E
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NE
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|
|
|
69
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N
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E
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SW
|
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70
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N
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E
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SW
|
|
|
|
71
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N
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E
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SW
|
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|
72
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N
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80
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SW
|
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73
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N
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SW
|
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74
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N
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143
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SW
|
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75
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N
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111
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86
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SW
|
|
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|
76
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N
|
114
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E
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SW
|
|
|
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77
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N
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118
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E
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76
|
SW
|
|
|
|
78
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N
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130
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E
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86
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NE
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|
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|
79
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N
|
135
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E
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82
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NE
|
|
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80
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N
|
139
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E
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80
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NE
|
|
|
|
81
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N
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165
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E
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62
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NE
|
|
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|
82
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N
|
162
|
E
|
66
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NE
|
|
|
|
83
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N
|
168
|
E
|
63
|
NE
|
|
|
|
84
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N
|
158
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E
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60
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SW
|
|
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|
85
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N
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154
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E
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SW
|
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|
86
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N
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E
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SW
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87
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N
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E
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SW
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88
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N
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E
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SW
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89
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N
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112
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E
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SW
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490
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SD GRAPHITEUX
|
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90
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N
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52
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E
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NW
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91
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N
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56
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E
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NW
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N
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NW
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93
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N
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E
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NW
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94
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N
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E
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NW
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86
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NW
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96
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N
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84
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E
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SE
|
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97
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N
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88
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E
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66
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SE
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98
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N
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86
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E
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63
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SE
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99
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N
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115
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E
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72
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SW
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100
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N
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64
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SW
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101
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N
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SW
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102
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N
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SW
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103
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N
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SW
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N
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N
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NW
|
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106
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N
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NW
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N
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NW
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N
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NW
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N
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NW
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N
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NW
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N
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SW
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N
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SW
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113
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N
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113
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SW
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114
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N
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SW
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115
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N
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SW
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116
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N
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SW
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117
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N
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SW
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118
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N
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86
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SW
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119
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N
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SW
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120
|
N
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E
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121
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N
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SW
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122
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N
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120
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E
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86
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SW
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123
|
N
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111
|
E
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76
|
SW
|
|
|
|
124
|
N
|
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|
E
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69
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SW
|
|
|
|
125
|
N
|
124
|
E
|
83
|
SW
|
|
|
|
126
|
N
|
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|
E
|
68
|
SE
|
|
|
|
127
|
N
|
60
|
E
|
62
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SE
|
|
|
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128
|
N
|
12
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E
|
63
|
NW
|
|
|
|
129
|
N
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|
E
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60
|
SE
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|
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130
|
N
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E
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|
NW
|
|
|
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131
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N
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E
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|
NW
|
|
|
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132
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N
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E
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62
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NW
|
|
|
|
133
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N
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E
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66
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NW
|
|
|
|
134
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N
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E
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NW
|
|
|
|
135
|
N
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159
|
E
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69
|
NW
|
|
|
|
136
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N
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NW
|
|
|
|
137
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N
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E
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NW
|
|
|
|
138
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N
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E
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68
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SE
|
|
|
|
139
|
N
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E
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60
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SE
|
|
|
|
140
|
N
|
49
|
E
|
64
|
SE
|
505CTS
|
BOMS+BOMZATRE
|
SEMI DRESSANT
|
141
|
N
|
125
|
E
|
80
|
SW
|
|
|
|
142
|
N
|
123
|
E
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79
|
SW
|
|
|
|
143
|
N
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128
|
E
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85
|
SW
|
|
|
|
144
|
N
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120
|
E
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75
|
SW
|
|
|
|
145
|
N
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|
E
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|
SW
|
|
|
|
146
|
N
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124
|
E
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80
|
SW
|
|
|
|
147
|
N
|
127
|
E
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70
|
SW
|
|
|
|
148
|
N
|
2
|
E
|
65
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SE
|
|
|
|
149
|
N
|
10
|
E
|
69
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SE
|
|
|
|
150
|
N
|
8
|
E
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60
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SE
|
|
|
|
151
|
N
|
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E
|
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NW
|
|
|
|
152
|
N
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|
E
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|
NW
|
|
|
|
153
|
N
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|
E
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65
|
NW
|
|
|
|
154
|
N
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|
E
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|
SW
|
|
|
|
155
|
N
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|
E
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|
SW
|
|
|
|
156
|
N
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|
E
|
60
|
SW
|
|
|
|
157
|
N
|
23
|
E
|
58
|
SE
|
|
|
|
158
|
N
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|
E
|
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|
SE
|
|
|
|
159
|
N
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|
E
|
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|
SE
|
|
|
|
160
|
N
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|
E
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NW
|
|
|
|
161
|
N
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|
E
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|
NW
|
|
|
|
162
|
N
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25
|
E
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|
NW
|
|
|
|
163
|
N
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83
|
E
|
72
|
NW
|
|
|
|
164
|
N
|
78
|
E
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|
NW
|
|
|
|
165
|
N
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|
E
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|
NW
|
|
|
|
166
|
N
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|
E
|
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|
NW
|
|
|
|
167
|
N
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|
E
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|
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
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Figure 4.7 Contrainte Sigma total suivant X
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Stage : Terrain excavé
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Figure 4.8 Contrainte sigma total suivant z
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Stage : Terrain excavé
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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.
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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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