Détermination prévisionnelle du coà»t des explosifs et des artifices de montage pour l'exploitation du projet réduit 1350 de la mine à ciel ouvert de Kingamymbo nord-est.

REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO

MINISTERE DE L'ENSEIGNEMENT SUPERIEUR ET UNIVERSITAIRE

INSTITUT SUPERIEUR TECHNIQUE ET COMMERCIAL

« I.S.T.C/Kolwezi »

Agréer par l'arrêté N^°ESSU-CAB-MIN-041 /93 du 28/09/1993
SOUS LA DIRECTION DE KOLWEZI

Février 2016

DETERMINATION PREVISIONNELLE DU COUT DES EXPLOSIFS ET DES ARTIFICES DE MINAGE POUR L'EXPLOITATION DU PROJET REDUIT P1350 DE LA MINE

A CIEL OUVERT DE KINGAMYAMBO NORD-EST

Par NGWEJ UPITE FRANCK

Travail présenté et défendu en vue de l'obtention du grade d'Ingénieur Technicien.

Option : Géomines

II

REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO

MINISTERE DE L'ENSEIGNEMENT SUPERIEUR ET UNIVERSITAIRE

INSTITUT SUPERIEUR TECHNIQUE ET COMMERCIAL

« I.S.T.C/KOLWEZI »

Agréer par l'arrêté N^°ESSU-CAB-MIN-041 /93 du 28/09/1993
SOUS LA DIRECTION DE KOLWEZI

Année académique : 2015- 2016

« DETERMINATION PREVISIONNELLE DU COUT DES EXPLOSIFS ET DES ARTIFICES DE MINAGE POUR L'EXPLOITATION DU PROJET REDUIT P1350 DE LA MINE A CIEL OUVERT DE KINGAMYAMBO

NORD-EST»

Par NGWEJ UPITE FRANCK

Travail présenté et défendu en vue de l'obtention du grade d'Ingénieur Technicien.

Option : Géomines

Dirigé Par : Ir. Serge KANAMPUMBI

III

ÉPIGRAPHE

« CeCui qui chérit une beCCe vision, un idéaC dans son cour Ce réaCisera un jour ».

JAMES ALLEN

« Exige beaucoup de toi-même et attends peu des autres ; ainsi beaucoup d'ennuis te seront épargnés ».

CONFUCIUS

Franck NGWEJ

IV

DÉDICACE

Nos sincères gratitudes s'adressent à nos très chers et excellents parents Louise MPANGA et Théophile KAMBAKA, qui nous ont élevé depuis notre bas âge en nous prodiguant différents conseils qui renferment d'éruptions pour un avenir meilleur et idéal. Eux ce sont donnés la peine de payer nos études par de grandes peines et ne cessent de nous témoigner amour, passion, affection et soutien tant moral que matériel chaque fois que nous en avons besoin. Qu'il leur soit restitué au centuple de la part de Dieu.

Que Deborah TWITE, qui illumine mes jours trouve notre idéal gratitude et reconnaissance pour le sacrifice et le soutien qu'elle ne cesse de consentir à ma plus humble personne. Les mots me manquent, les expressions me sont difficiles, les actes n'importent peu mais que mon coeur exprime l'inoubliable sentiment d'amour et de reconnaissance envers ta personne.

Que mes frères et soeurs : Delco LUKOKESA, Fanny KWEMBE, Josué MUNATE, Annie MUFUKA , Monique KULONDA , Rosie NGOMBA et Guez LUPUNGU reçoivent notre expression d'amour pour leur attachement manifesté à notre faveur, malgré le pire moment, moment dit de vache maigre, ils n'ont pas baissé leurs bras, pas même un instant. C'est pourquoi je vous dis : « Certes nous avons perdu la bataille, mais pas la guerre ».

A vous tous je dédie cette oeuvre !

V

A17A NT PR.P.S

A Dieu le père Tout Puissant qui nous a protégé et qui nous protège contre les attaques de l'ennemi en tapissant de son sang le chemin que l'on entreprend et en nous mettant sous l'ombre de ses ailes. Je célébrerai ton nom par des cantiques, je t'exalterai par des louanges afin que le monde voit briller en moi la gloire que ta grâce ne cesse de me donner.

A l'issue de ce long périple où il nous était facile d'embarquer sans avoir la certitude d'arriver, nous voilà enfin arrivé avec le présent travail de fin d'études, fruit des efforts multiples et d'un dur labeur, sanctionnant ainsi l'obtention de notre diplôme d'Ingénieur Technicien des Géologies- Mines.

La réalisation ainsi que la finalisation de ce présent travail ont connu le concours remarquable de tout un groupe de personnes à qui nous témoignons humblement de tout coeur nos sentiments de profonde gratitude pour leur bon sens. Ainsi, nos sincères et vifs remerciements s'adressent :

A l'ingénieur Civil de Mines Monsieur Serge KANAMPUMBI, lui qui malgré ses multiples occupations et ses lourdes responsabilités a accepté d'assurer la direction de ce travail.

Au chef du Département de MGO/GCM Monsieur KALOBWE pour nous avoir accordé la permission de recevoir un encadrement durant notre stage de la part du personnel de son département et d'avoir accepté de nous accueillir dans les installations de la mine de KINGAMYABO. Et à tout le personnel de la mine de Kingamyabo, nous vous disons également grand merci.

Au Directeur General de ISTC, Monsieur FWAMBA Guillaume et par lui tous les chefs de travaux et assistants de l'ISTC en

VI

général, et à ceux du Département Commerciale en particulier, pour leur éloquent effort consenti afin de faire de nous des Ingénieurs Techniciens des Géologies- Mines ainsi que pour le savoir qu'ils nous ont donné, l'instruction qu'ils nous ont dispensée, ainsi que la formation dont ils nous ontfait bénéficier.

Nous adressons particulièrement notre gratitude aux Ingénieurs Serge KALOMBO, Eva KALAL, Djony MUKIKWE, David ILUNGA DEBRECH, NZUTH, Isaac LETA , Odilon TOMBO pour leur encadrement scientifique exceptionnel et surtout dans l'élaboration de ce travail.

Merci à Josué MUNATE pour m'avoir aidé à plusieurs reprises à régler quelques petits problèmes d'ordre informatique.

Nous n'allons pas oublier tous nos collègues de promotion pour le sens du travail:

A tous mes amis : Ingénieur Tridon KATEMBO, Gabriel MUJINGA.

Aux membres de la JPC Paroisse de Jourdain.

Enfin que tous ceux qui nous ont soutenus de loin ou de près et dont les noms nous ont échappés par inadvertance trouvent ici l'expression de notre profonde gratitude.

Franck NGWEJ

VII

IN NITNI.RII,INI

A toi mon regretté papa Matthieu TSHIJIKA MUNAYE, la nature a été si jalouse pour me séparer de vous, voici encore l'un des moments qui devraient faire notre joie et fierté. Que la terre de nos ancêtres te soit favorable.

A vous mes soeurs BITSHATSHA et WINNY SUNGU que la nature a arraché très tôt de la terre de nos ancêtres avant de voir cette oeuvre que vous avez tant attendue de votre vivant et dont j'ai la fierté d'offrir à vos parents sans qui, je ne serais pas venu dans ce monde.

Franck NGWEJ

INTRODUCTION

L'exploitation minière, selon le code minier congolais, est toute activité par laquelle une personne se livre, à partir d'un gisement identifié, et au moyen des travaux de surfaces et/ou souterrains, à l'extraction des substances minérales d'un gisement ou d'un gisement artificiel, et éventuellement à leur traitement afin de les utiliser ou de les commercialiser. Donc, l'exploitation est l'ensemble des opérations qui permettent l'abattage, l'enlèvement, l'extraction du minerai et assurer tous les services annexes d'une mine dans sa phase de production normale.

Toute mine comporte quatre zones principales de travail consacrées respectivement à l'excavation, au traitement des minerais, au confinement des déchets et aux services auxiliaires. Les zones d'excavation sont destinées à l'extraction de la terre et de la roche contenant les minéraux. Dans l'usine de traitement, on sépare la roche contenant les matériaux vendables (minerais) de la roche inexploitable (stériles) qui les entoure. Le traitement des minerais est effectué au moyen de divers procédés choisis selon le minerai extrait. Certaines mines ne comportent aucune usine de traitement. Leur minerai est expédié hors du site minier pour être traité ailleurs. Les installations de confinement des déchets contiennent les stériles et les matériaux rejetés par l'usine de traitement (résidus).

Le gisement de Kingamyambo, situé dans les environs de la mine a ciel ouvert de KOV de (5 à 7 km) est un gisement très important du groupe ouest qui contient des minerais cupro-cobaltifères, il est aujourd'hui exploité par la GECAMINES à UCK où se trouve l'usine hydro métallurgique de la GECAMINES pour l'obtention des métaux.

Parmi les 4 opérations technologiques reconnues pour une exploitation de mines à ciel Ouvert. A savoir : l'abattage ; le chargement ; la Transport et la mise en terril.

L'abattage est considéré comme l'élément clé pour l'exploitation de mine à ciel ouvert avec comme intérêt, l'ébranlement du terrain pour une bonne réalisation du chargement et avoir une granulométrie admissible à l'alimentation de l'Usine de traitement et avoir une bonne sélectivité ; c'est ainsi que pour une bonne réalisation du programme de la production (matériaux excavés) l'ébranlement du terrain pour une roche dure s'effectue à l'aide des explosifs et ses artifices de minage.

9

O.1 PROBLEMATIQUE

En outre, la quantification des artifices de minage pour une bonne réalisation du programme doivent-être déterminer d'une manière rationnelle par une personne bien

instruit et avoir une compétence et une bonne formation sur les artifices de minage, La
commande de la quantité d'explosif et artifice nécessaire pour le minage prévue ; en bref, géré rationnellement les explosifs c'est-à-dire éviter la gaspillage qui augmente des couts opératoires demande a l'exploitant une gestion rationnelle des explosifs et artifices de mise a feu.

Au cours de notre stage de professionnalisation au sein de cette entreprise, C'est ainsi que le département de Géomines en collaboration avec le service de Fragmentation de la GECAMINES en sigle ; nous ont proposé un sujet qui s'intitule : «Détermination prévisionnelle de coût des explosifs et artifices de minage pour l'exploitation du projet réduit 1350 de la mine à ciel ouvert de Kingamyambo Nord -Est ».

0.2 CHOIX ET INTERET DU SUJET

Ce sujet est choisit pour contrôler et gérer les stockes d'explosifs, artifices de mise à feu afin de minimiser les coûts et mettre l'entreprise dans le bénéfice pour éviter un manque à gagner.

0.3 HYPOTHESE DE TRAVAIL

Pour une clarté du travail les hypothèses ci-dessous sont à notre disposition : Type des roches : terrain T3D ;

40% du terrain à mine.

0.4 DELIMITATION DU SUJET DANS LE TEMPS ET DANS

L'ESPACE

Les données dans le présent Travail ont été prélevé durant un mois et demi de la période de notre stage à la mine a ciel ouvert de Kingamyambo .

A cet effet, soucieux de fournir bien de détails dans ce présent travail, nous l'avons subdivisé en 3 grands chapitres, hormis l'introduction et la conclusion, qui sont :

0.5 SUBDIVISION DU TRAVAIL

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> CHAPITRE I : Généralités sur la mine à ciel ouvert de Kingamyambo > CHAPITRE II : Détermination du volume à miner et la maille de forage

> CHAPITRE III : Détermination Prévisionnelle des artifices de minage et explosifs tranche 1350 de la mine à ciel ouvert de Kingamyambo.

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CHAPITRE I : GENERALITES SUR LA MINE A CIEL OUVERT DE
KINGAMYAMBO

I.1 SITUATION GEOGRAPHIQUE

I.1.1 Localisation

La mine à ciel ouvert de Kingamyambo se trouve dans la province du Lualaba en République Démocratique du Congo. Elle est localisée à environ 10 km au Nord -Ouest du centre de la ville de Kolwezi. Elle est localisée entre 10^o 40' et 10⁰ 45' de latitude Sud, 20^o 20' et 20⁰ 27' de longitude et son altitude moyenne est de 1450 m.

La région de Kolwezi se trouve sur le plateau de Manika. Cette zone regorge de nombreuses mines a ciel ouvert tel que : Mutanda, mine de Kolwezi, GH, T17, KOV, twilizembe, Mutoshi, Mupini, Kilamusembu, Mashamba, Dikulwe, est aussi la mine souterraine de Kamoto.

Le gisement de Kingamyambo est situe à quelque dizaine de kilomètre du grand gisement de Kamoto. Les coordonnées géographiques du gisement sont :

> Latitude : entre 10⁰ 30 ' et 10⁰ 45' sud ;

> Longitude : entre 25⁰ 20' et 25⁰ 37'.

I.1.2 Le climat

Le climat du Lualaba est généralement du type tempéré et continental ; lié à

l'éloignement par rapport aux masses. La ville de Kolwezi connait un climat tropical humide

à tendance tempérée. La rivière de Nzilo joue le rôle de régulateur. Elle s'étend sur une

longueur de 25 km.

La ville de Kolwezi connait deux saisons, à savoir :

> Une courte saison sèche allant de mi-avril à mi-septembre ;

> Une longue saison de pluie allant de mi-septembre à avril.

La température moyenne oscille autour de 21°C.

I.1.3 Hydrographie

La ville de Kolwezi appartient dans sa totalité au bassin versant du Lualaba. Cette région est sillonnée par des nombreux cours d'eaux prenant leurs sources dans le plateau de Manika tout en se rattachant au sous bassin de Luilu et celui de Musonoie.

Pour garantir le bon déroulement des activités minières de mines de Dikulwe et Mashamba. La rivière Luilu a été détournée de son lit par un canal à partir de la digue haute de Luilu vers la rivière Kalemba.

Le paragraphe ci-dessous est une brève description du Groupe de Roan beaucoup plus concerné par cette étude.

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La rivière Musonoie prend sa source au niveau Mangamanga au village portant le même nom. Les principaux affluents sont : la rivière Kabongo, la rivière Dilala, la rivière Kakifuluwe, la rivière Muninga . Il faut aussi noter que la rivière Musonoie reçoit en plus une grande partie des eaux d'exhaure de la mine à ciel ouvert de KOV et les rejets du concentrateur de Kolwezi.

I.1.4 Katanguien

Le Katanguien consiste en une succession de sédiments déposés durant la période ou une partie de la période qui a séparé l'orogenèse Kibarienne de l'orogenèse lufilienne. Ces sédiments katanguiens se sont déposés entre 880 et 500Ma. Ce sont des sédiments à très grande extension car ils couvrent une grande partie de la Zambie et le Katanga. Le Katanguien affleure au sud de la chaîne Kibarienne, plus précisément au sud, au centre et au Nord du Katanga. On y distingue:

> Au Nord, le Katanguien tabulaire comprenant les plateaux de Biano au Nord-Ouest et de Kundelungu au Nord-Est ;

> Au Sud, le Katanguien plissé communément appelé " arc lufilien " qui part de la Zambie jusqu'à Kolwezi et en Angola.

Ce vaste ensemble Katanguien repose en discordance sur l'Ubendien au Nord-Est et sur le complexe de base au Sud-Est et à l'Ouest sur le Kibarien par l'intermédiaire d'un conglomérat. Le projet 450 intitulé " Proterozoïc Sediment-hosted Base Metal Deposits of Western Gondwana " de l'IGCP (International Geological Correlation Program) a approuvé la nouvelle nomenclature de la litho-stratigraphie du Katanguien. Dans cette dernière, les formations du Précambrien (le Complexe de base, le Kibarien et le Katanguien) deviennent des super groupes, les super groupes deviennent des groupes (Roan, Nguba et Kundelungu pour le Katanguien) et, les anciens groupes sont nommés sous-groupes (RAT, Mines, Dipeta, Mwasha, Likasi, Monwezi, Kalule, Kiubo et Plateaux). La subdivision du Katanguien se présente de haut en bas comme suit :

Le Groupe de Kundelungu ;

Le Groupe de Nguba,

Le Groupe de Roan.

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Le Groupe de Roan est caractérisé par l'existence en son sein de deux formations incompétentes qui enveloppent un complexe compétent composé d'une succession des dépôts des dolomies parfois construites par des algues et des psammites dolomitiques souvent charbonneux indiquant que les sédiments qui le composent, se sont déposés dans une mer peu profonde et à circulation restreinte sous un climat chaud et humide. Ce Groupe est subdivisé en quatre Sous-groupes se succédant de bas en haut comme ci-après :

1. Le sous-groupe des RAT ou R.1

Ce sous-groupe, constitué des roches argilo talqueuses " RAT " est mal connu, pour les raisons suivantes :

> Formé de roches tendres, il affleure malaisément et ne peut donc être reconstruit par un levé de surface,

> Il se trouve normalement sous les corps minéralisés, au-delà desquels

on évite généralement de poursuivre les sondages,

> Il est toujours fortement tectonisé. De nombreuses failles y interrompent la continuité des couches,

> Sa base est inconnue, les anticlinaux du Katanga étant trop pincés pour que le socle puisse parvenir à la surface du sol.

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2. Le sous-groupe des mines ou R2

C'est le sous-groupe le mieux connu : auquel appartient le gisement de Kingamyambo, il recèle les principaux gisements cupro-cobaltifères et uranifères de l'arc lufilien au Katanga et, à ce titre, a été traversé par plusieurs milliers de sondages. Il se nomme communément "Série des Mines ". Sa litho stratigraphie a fait l'objet de plusieurs études dont la plus importante est celle du type stratiforme, d'origine sédimentaire, et dont l'âge est situé entre 1050 et 650 millions d'années dans le protérozoïque inférieur. Le Groupe de Mines se réparti sous forme d'un arc appelé arc lufilien (cuprifère), cet arc s'étend sur une distance de 500 kilomètres depuis Luanshya en Zambie en passant par Lubumbashi jusqu'à Kolwezi en République Démocratique du Congo.

3. Le sous-groupe de Dipéta

Contenant des formations incompétentes consiste en :

> R3.3. regroupe des dolomies talqueuses à nodules siliceux, des shales talqueux et des grès ;

> R3.2. contient des shales à nodules gréseux (200m d'épaisseur) ;

> R3.1. comprend des dolomies gréseuses et talqueuses rose claire à oolithes et stromatolithes ainsi que des argiles gris violet (épaisseur 150m).

4. Le Sous-Groupe de Mwasha ou R4

Ce sous-groupe est composé de shales à nodules gréseux, de shales rubanés, de quartzites feldspathiques dont l'ensemble appelé R.4.2 fait 300m d'épaisseur ; de dolomies siliceuses à oolithes et hématite, de cherts avec des roches pyroclastiques et de shales, l'épaisseur de R.4.1 varie entre 200 m et 300 m.

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I .1.5 Mineralisation

A chaque phase orogénique qui a affecté les formations géologiques du Katanga correspond un type bien déterminé des gites des minéraux. Au Katanga, il existe des gîtes aurifères, stannifères, cobaltiferes, uranifères et cuprifères qui sont étroitement liés à ces divers cycles organiques.

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cuivre-cobalt.

Ainsi nous trouvons :

> Les gîtes aurifères qui se sont mis en place dans les formations Ubendiennes. on trouve aussi les traces d'or dans les groupes des Mines et à Musonoie . Les groupes stannifères et aurifères sont quant à eux liés à l'orogenèse Kibarienne .

> Les gisements cuprifères, cobalifères, uranifères et zincifères sont liés à l'orogénie katanguienne. Ce sont des gisements polyminéraux.

Pour la minéralisation cuprifère du Sud Katanga, Audeleoud (1982) distingue à l'échelle litho stratigraphique deux venues cuprifères suivantes :

> Une première venue comprend l'association Cu-Co-Ni-Au, elle est de type stratiforme et dia génétique, qui est strictement localisée dans le groupe de Mines du Sud Katanga ;

> Une deuxième venue caractérisée par l'association Cu-Pb-Zinc-Ag-Cd (Post-lufilien : type Kipushi ). Elle est du type filonien.

Les minéralisations de Kingamyambo appartiennent au type stratiforme à

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I.1.5.1 Synthèse géologique de Kingamyambo

Il forme un anticlinal orienté vers Est-Ouest et dont les flancs sont formés par une série plus ou moins complète des formations du sous groupe des mines depuis les CMN jusqu'aux RAT grises.

Le flanc est formé par des petits fragments disloqués et alignés vers l'Est jusqu'au gisement U86 vers la rivière Musonoie

Le flanc Nord est plus ou moins continu et va toujours en direction de l'Est en se plongeant jusqu'au delà du gisement Kananga.

Kingamyambo appartient au faciès de Musonoie , il comprend quatre écailles dont deux sont les plus importantes , à savoir Kingamyambo principale et Kingamyambo Nord-Est qui fait l'objet du présent travail.

Sur le plan litho stratigraphique, les études montrent que le gisement de Kingamyambo Nord-Est est d'origine sédimentaire, constitué des unités géologiques sédimentaires du ROAN, principalement du sous groupe de mines (R2), qui se distingue par deux ores body bien déterminés.

L'ore body inferieur (OBI) comprend les RAT lilias, les RAT grises, DSTRAT, RSF et à la base des RSC.

L'ore body supérieur ( OBS) occupe le sommet des RSC. Il comprend le SDB (Schiste dolomitique de base), le BOMZ et le CMN.

La RAT constitue le mur de la série et le CMN le toit.

Tableau 1 : Litho stratigraphique du sous-groupe des mines (R2) (Mushama 2010)

23 232 C.M.N Sup.

231 C.M.N Inf.

S.D
Supérieur

Bomz et
S.D.
De base

3b 3a

22

R2

213 R.S.C

21 212 R.S.F

D.str.

211 RAT.grises

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La minéralisation du gisement de Kingamyambo Nord -Est est constitué des

minéraux d'origine super gène issus de l'oxydation des minéraux primaires (les sulfures).Il

s'agit d'une minéralisation cupro-cobaltifere

Les minéraux métallifères rencontrés sont principalement :

Dans la RAT LILIAS (Roche Argileuse Talqueuse)

> L'hématite Fe2O3

> La goethite FeO (OH)

> La pyrite FeS2

Dans la RAT grise et Brèche de RAT

> La chalcosine Cu2S

> La bornite Cu5FeS4

> Carollite Cu (Co,Ni)2S4

Dans les RSF (Roches Siliceuses Feuilletées)

> Carollite Cu (Co,Ni)2S4 dissémine

> La chalcosine Cu2S

Dans les SDB (Shales dolomitique de Base) et BOMZ

> La chalcosine Cu2S

> La bornite Cu5FeS4

> Carollite Cu (Co,Ni)2S4

Dans les SDB (Shales Dolomitiques Supérieurs)

> La pyrite FeS2

> La chalcopyrite CuFeS2

Dans les CMN (Calcaires minéraux noirs)

> La pyrite FeS2

L'ore body inferieur (OBI) est riche en cuivre et pauvre en cobalt tandis que l'ore body supérieur (OBS) est riche en cuivre et en cobalt.

La tectonique que tous les sondages font à ce jour sur le site de Kingamyambo Nord-Est n'a pas rencontré de nappe.

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I.1.6 Conclusion partielle

De ce qui précède, il ressort que le gisement de Kingamyambo est d'origine sédimentaire stratiforme à Cu-Co, qui sur le plan litho stratigraphique appartient au sous-groupe des mines .Il est orienté suivant une direction Est-Ouest formant un anticlinal, et dont les terrains de couverture présente une épaisseur moyenne d'environ 10 mètres.

La minéralisation du gisement de Kingamyambo est constituée essentiellement des oxydes siliceux des minerais dolomitiques que l'on trouve dans les deux ores bodies (OBI et OBS).

20

CHAPITRE II : DETERMINATION DU VOLUME A MINER ET

LA MAILLE DE FORAGE

II.1 NOTIONS GÉNÉRALES SUR LA FRAGMENTATION

II.1.1 Définition

La fragmentation en exploitation minière est un terme général qui décrit la taille Individuelle de chaque bloc après le tir.

Cette notion révèle le détachement de la roche du massif rocheux. Selon la nature de terrain, il y a des terrains que les engins de chargements excavent sans difficultés même si ces terrains n'ont pas été ébranlés au préalable, d'autres terrains demandent un tir d'abattage c'est à dire fragmentés avec une charge explosive. Deux opérations sont indispensables pour réaliser la fragmentation en exploitation minière à savoir : le forage et le minage.

II.1.2 Forage

C'est une opération au cours de laquelle un trou cylindrique est exécuté jusqu'à une profondeur donnée dans la roche. Plusieurs engins sont utilisés pour le forage (la sondeuse, le perforateur, etc.) et se distinguent les unes des autres tant par leur mode de forage que par le type d'énergie utilisée.

Le choix d'un engin de forage peut être guidé par :

> Le diamètre et la profondeur des trous de mine ;

> Le type et la constitution des roches in situ ;

> Le type d'énergie à utiliser.

Actuellement l'outil pneumatique est le plus utilisé, à cause de ses multiples avantages qu'il présente : la maniabilité, la souplesse, la puissance et la rapidité. Quant à la mine à ciel ouvert de Kingamyambo, elle utilise pour le forage des trous de mine, des sondeuses PANTERA 1500 avec marteau perforateur hors du trou et des sondeuses ROC L8 avec marteau perforateur fond trou utilisant de l'énergie hydropneumatique.

II.1.2.1 Méthodes de forages

Pour le choix de la méthode de forage convenant le mieux, on doit tenir

compte des facteurs suivant :

> Topographie du lieu de travail ;

> Production demandée en tonnes/heure ou mètres - cubes/heure ;

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> Blocométrie ou granulométrie demandée ;

> Type de la roche (dure, tendre, compacte ou fissurée) ;

> Coût par tonne commercialisée.

En plus, il faut évaluer le diamètre du trou, la profondeur du trou, le type d'explosif à utilisé ainsi que l'aptitude du foreur. Généralement trois méthodes de forage sont à relever :

II.1.2.1.1 Forage au marteau perforateur hors du trou

Le forage au marteau perforateur hors du trou utilise des perforateurs pneumatiques et hydrauliques secondaires d'une glissière et fonctionnant hors du trou. Le piston du marteau perforateur transmet son énergie à la roche au travers d'une tige d'emmanchement, de manchons d'accouplements, des tiges et du taillant.

L'énergie transmise permet un broyage facile de la roche en petits sédiments de

forage.

Le moteur de rotation du marteau perforateur fait tourner le taillant de façon à ce qu'il retrouve la roche non broyée et en même temps écrase les sédiments de forage les plus gros pour en réduire les dimensions. Puis, les sédiments sont remontés par l'air comprimé jusqu'à leur évacuation du trou.

Un système d'avance maintient une poussée constante sur le perforateur, et donc à la surface de la roche, de façon à utiliser le maximum d'énergie produite par le marteau perforateur. L'ajout des tiges et manchons se traduit par une dissipation d'énergie de foration.

En conséquence, la vitesse de foration décroît avec la profondeur. La foration au marteau perforateur hors du trou est généralement utilisée dans les roches compactes ou partiellement fissurées.

II.1.2.1.2 Forage au marteau fond de trou

Le marteau fond de trou est, comme son nom l'indique, installé à l'extrémité du train de tiges de forage. Le piston du marteau est directement au contact du taillant. Puisque le piston du marteau transmet directement son énergie au taillant, il n'y a pas théoriquement dissipation de celle - ci dans le train de tiges alors que la profondeur du trou augmente. Une tête de rotation hydraulique ou pneumatique, située à l'extérieur du trou, fournit la rotation. Les tiges de forage assurent le passage de l'air comprimé vers le marteau fond de trou. C'est ce même air qui remonte les sédiments de forage pour les évacuer du trou.

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Bien qu'aucune énergie ne soit perdue lorsque la profondeur du trou augmente, les frictions entre les tiges de forages et la paroi du trou réduisent la vitesse du forage.

L'augmentation de la pression de l'air de fonctionnement accroît l'énergie développée par le piston et donne une pénétration plus rapide. La méthode de foration au marteau fond de trou est normalement utilisée dans les roches fissurées ou pour des trous dont la profondeur dépasse 20 mètres. Elle a généralement comme avantage de minimiser la déviation du trou.

II.1.2.1.3 Forage Rotary

La foration rotary est généralement utilisée pour les trous de grand diamètre ou pour le forage des trous profonds. Cette foration utilise une pression très élevée de poussée sur le tricône et une rotation de celui - ci dont l'entraînement est situé en dehors du trou. Une tête de rotation hydraulique, ou une tige d'entraînement fournit cette rotation. La pression d'avance et la rotation du tricône broient et écrasent la roche. L'air comprimé, la boue ou la mousse transportent les sédiments en dehors du trou.

La relation entre pression d'avance et vitesse de rotation détermine la vitesse de foration et le rendement :

> La roche tendre demande une pression d'avance réduite et une vitesse de rotation plus rapide,

> La roche dure demande une pression d'avance importante et une vitesse de rotation plus lente.

L'utilisation des tricônes de modèles répondant très exactement aux conditions de travail maximalise la vitesse de pénétration et leur durée de vie.

II.1.2.2 Constitution des roches & Types (Classification des terrains) L'expérience de forage a conduit à classifier les terrains les plus fréquemment rencontrés en quatre catégories de dureté à savoir : 2, 2D, 3 et 3D.

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Tableau 2 : Types et Constitution des roches

CATEGORIES	COMPOSITIONS	CARACTERISTIQUES D'ABATTAGE
2	- Terres rouges, RGS friables - RDS très altèrés, RAT très altèrés .	Tendre pas de minage.
2D	- CMN, RGS durs, SDS croissant - SDB altèrés, RAT altérée compacte.	Ebranlement a faible charge explosive.
3D	- RSC altèrés, RAT dolomitiques - SDB, SDS, RSF dolomitiques, RGS, CMN.	Tirs d'abattage avec charge d'explosifs plus conséquente.
3D*	- RSC dolomitiques - RGS dolomitiques très durs.	Fragmentation avec charge explosive plus brisante.

II.1.2.3 Paramètres de forage a) Le diamètre des trous de mine:

C'est l'un des paramètres de base à tout calcul de fragmentation. Il dépend essentiellement de l'équipement de forage dont on dispose. Les dimensions de la maille de forage augmentent avec les diamètres du trou de mine. Dans la mine de kingamyambo, le diamètre des trous de mine est de 101,6 mm.

b) Profondeur et surforage :

> La profondeur des trous de mine peut être définie par :

Hg +

P = (1)

sina a

Avec Hg : La hauteur du gradin en mètre; á : L'angle d'inclinaison des trous par rapport à la verticale; V : L'écartement entre différentes rangées des trous;

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a : Le coefficient dont le résultat de l'expérience attesté pour les différentes catégories de terrains des valeurs figurant dans le tableau ci-dessous :

Tableau 3: Les valeurs de a dans les différents terrains

Terrains	D	D2	D3	D3*
A	8	V	3	2,5

> Le surforage (SF) :

Les trous de mine sont généralement forés plus bas que le niveau désiré du gradin pour être certain que les effets du tir donneront une fragmentation aux dimensions désirées. La valeur du surforage (surprofondeur) est généralement comprise entre 0,2 et 0,4 fois la banquette.

La longueur de la surprofondeur varie en fonction des caractéristiques de la roche et de l'inclinaison.

SF = 10 d (2)

Avec d : diamètre des trous de mine

c) Maille de forage

La maille de forage est définie par l'expression suivante :

S_m = 1T (3)

Avec S_m : La surface de la maille de forage en mètre carré.

V : L'écartement entre différentes rangées des trous de mine parallèles

au frond d'abattage, il est aussi appelé ligne de moindre résistance;

E : La distance entre deux trous voisins de mine d'une même rangée.

E = Kr x W~ ( 4)

Avec Wp : ligne de résistance au pied du gradin;

Kr : le coefficient de rapprochement de trou de mine.

Nous rencontrons trois sortes des mailles : La maille carrée lorsque E = V (5)

25

Figure 1 : Maille carrée

La maille rectangulaire lorsque E > V (6)

Figure 2 : Maille rectangulaire

La maille en quinconce : E = V sin 60 (7)

26

Figure 3 : Maille en quinconce

La ligne de résistance au pied du gradin en fonction du diamètre d se traduit par les expressions empiriques suivantes :

1) Pour les roches fracturées faciles à fragmenter

l4_Çmax < 50 d (8)

2) Dans les roches fracturées assez résistantes lors de la fragmentation par le tir :

l4_Çmax < 40 d (9)

3) Dans les roches massives, tenaces et difficiles à fragmenter par le tir

l4_Çmax < 30 d (10)

Dans les conditions répondant aux formules ci- dessus, il est supposé qu'il ne restera de massifs résiduels à la base du gradin qui nécessiteraient un minage secondaire.

En plus, la valeur minimale de Wp doit satisfaire la condition de sécurité exprimée par l'expression suivante :

27

Figure 4 : La valeur minimale la ligne de moindre résistance

Wp min = Hg 1230 4 + 56 56 = Hg (1230 7 - 1230 4 )

Wp min = Hg 1230 7 (11)

'56 : Prisme d'éboulement

La comparaison des valeurs Wp max et Wp min permet de choisir l'angle d'inclinaison des trous de mine. Lorsque Wp min > Wp max, on recourt à l'utilisation des trous inclinés.

Une fois le choix sur l'inclinaison est fait, on détermine la ligne de résistance au pied du gradin compte tenu des conditions géologiques, technologiques et techniques.

II.1.2.4 Détermination des mètres forés

Le calcul des mètres forés (Mf) se fera par l'expression suivante :

Km x Vt

Mf =
	Vtm

Avec :

> Km : le coefficient représentant le pourcentage des terrains à miner ;

> Vt : le volume total des matériaux (stériles ou minerais) de mois à exploiter ; > Vtm : le volume d'une maille par mettre foré (m3/m).

28

Vtm=	ExVxHg
	Lt

Avec :

> E : l'espace entre deux trous de mine consécutifs d'une même rangée (m) ;

> V : l'écartement entre deux rangées consécutives (m) ;

> Hg : la hauteur des gradins (m) ;

> Lt : la profondeur totale forée (m). Lt = Hg + Sf ; avec

> Sf : le sur forage.

II.2 MINAGE

Cette opération consiste au chargement des explosifs dans les trous, au raccordement et à la mise à feu dans les buts :

- De désagréger les roches dures (tirs d'abattage);

- D'ébranler certains terrains plus ou moins tendres (tirs d'ébranlements);

- De réduire les dimensions des blocs (granulométries) pour les adapter à celles des engins de chargement (godet) et de transport ainsi qu'à celles des ouvertures des mâchoires du concasseur.

II.2.1 Impératifs

- Sécurité du personnel et du matériel;

- Garantie des réserves : avoir un volume nécessaire des minerais en temps opportun;

- Granulométrie acceptable des produits mines.

II.2.2 Types de minage

La désagrégation des roches et la réduction des dimensions des blocs ne sont pas toujours atteintes en un même coup. Aussi, distingue-t-on deux types de minages :

- Minage primaire;

- Minage secondaire.

II.2.2.1 Le minage primaire

Ce minage est le plus important qui consiste à placer une charge d'explosifs bien calculée dans des trous de mine. En générale, on met deux sortes de charges :

29

> Une charge de pied ou de cisaillement ayant pour but de faciliter le chargement des produits abattus par la pelle en respectant le niveau choisi sans rencontrer les pieds;

> Une charge de fragmentation ayant pour but de casser le bloc rocheux.

Le minage primaire nécessite absolument un plan de minage qui tient compte

des contraintes du lieu et des résultats escomptés :

V' Pendage de couche ou du gisement par souci de sélectivité;

V' La présence des matériels à sauvegarder (environnement);

V' Le tir en butte dégage ou avec matelas;

V' Les tirs spéciaux.

Voici ci-dessous quelques plans de minage :

Figure 5 : Minage avec raccordement diagonale

30

Figure 6 : Minage avec raccordement en V

Figure 7: Minage avec raccordement trapèze

Le minage peut être en butte dégagée ou avec matelas : 1. Minage en butte dégagée

Avantages

· Une économie à l'explosif dans la première rangée qui est dégagée parce qu'il y a moins de contrainte ou résistance au pied de butte;

· Une cassure plus nette sur le périmètre de minage;

· Moins d'effet arrière.

31

Inconvénients

· la charge de fragmentation projette la roche à une certaine distance;

· la projection des produits abattus augmente le déplacement des pelles et diminue ainsi leur rendement;

· l'étalement des produits abattus entraine souvent un mélange de stérile et de minerais (dilution);

· une perte de l'énergie de l'explosif se transforme en énergie cinétique. 2. Minage avec matelas

Figure 8 : Minage avec matelas Avantages

· Le matelas permet de placer les engins de forage plus prés des derniers trous de minage précédent tout en augmentant la sécurité de l'engin lors du forage de la première rangée des trous de mine;

· La charge de fragmentation ne projetée pas la roche à une grande distance, ce qui ne produit pas un étalement des produits abattus, d'ou la diminution de déplacement des excavateurs avec comme conséquence l'augmentation de leur rendement;

· Pas beaucoup de problème de dilution;

· Le tir est donc favorable et permet de garantir des réserves suivant la roche abattue en assurant ainsi une activité ininterrompue de l'excavation.

Inconvénients

· Le matelas augmente la contrainte ou la résistance à la base de la butte;

· Le matelas augmente l'effet arrière.

32

II.2.2.1 Minage secondaire

Utilisé pour éliminer les gros blocs et les pieds restés après le minage primaire. Il existe plusieurs méthodes de débitage secondaire à savoir :

> La méthode classique qui consiste à forer un ou plusieurs trous en fonction de dimension des blocs, avec une perforatrice légère munie de fleuret de 38 à 50 mm de diamètre. Ces trous ont une profondeur variant de 0,25 à 0,50 de l'épaisseur maximum du bloc.

La consommation d'explosif varie approximativement de 0,1à 0,3 ^kY/m3 .

L'inconvénient majeur de cette méthode est la projection des pierres à une grande distance.

> Méthode de BONHOMME D'ARGILE et SNAKE HOLING

Ces méthodes présentent l'avantage d'éviter la projection des pierres et économisent le temps perdu lors du forage.

Figure 9 : Minage secondaire par la méthode de BONHOMME D'ARGILE

Mise à feu

dkonateur

Longueur trou

Hc

Cartouche amorce

33

Bloc à fragmenter

Figure 10 : Minage secondaire par la méthode classique

Mise à feu

Hauteur gradin

Surforage

Figure 11 : Minage secondaire par la méthode classique

Théoriquement il faut que le minage primaire soit tel que le minage secondaire

disparaisse.

Le nombre des blocs et la quantité de tirs secondaire doivent être réduits au maximum, étant donné qu'ils présentent une dépense superflue au delà de certaines limites. C'est ainsi qu'on à définie le taux d'efficacité :

Te = 100 x Ce en % (11)

Avec Ce : coefficient d'efficacité d'un minage primaire qui est donné par

34

Qtms

(12)

Qtmp

Avec Qtms : quantité mensuelle d'explosif pour le minage secondaire

Qtmp : quantité mensuelle d'explosif pour le minage primaire

On accepte que dans les meilleures conditions d'exploitation le taux d'efficacité d'un minage primaire doit avoir une valeur variant entre 3 à 10 %.

II.2.3 Paramètres de minage

Les paramètres de minage sont :

> La charge spécifique qui est donnée par la formule ci-dessous

Charge totale

volume de

d'explosif

q =

(13)

materiaux à miné

Son but est de permettre à la plus grande part possible l'énergie explosive d'agir sur les parois du trou de mine et ainsi de protéger l'épaisseur à abattre.

Selon l'expérience de la GCM sur les différents terrains 2D, 2D-3, 3, 3-3D, 3D voici résumer dans ce tableau les résultats obtenus :

Tableau 4 : La charge spécifique selon l'expérience de la GCM

Terrains	Charges			2-2D
150 à 200	3		2D
200 à300	3		2D-3
300 à 400	3		3
400 à 450	3		3-3D
450 à 500	3		3D
550 à 600	3		3D-3D*
700 à 1100	3

> La hauteur de bourrage :

35

Figure 12 : La hauteur de bourrage, la ha

uteur de charge et le surforage

(14)

(15)

Avec Lc : longueur de charge explosive; Hg : hauteur du gradin;

Sf : surforage.

36

II.3 DETERMINATION DES PARAMETRES DE MINAGE DE LA
MINE A CIEL OUVERT DE KINGAMYANBO

Cas d'Anfo

Toutes les charges explosives ont une densité optimale pour une efficacité

maximale et leurs sensibilités peuvent être significativement affectées si la densité est aussi

élevée ou basse.

En utilisant la formule de Lange fors, nous pouvons déterminer la charge

spécifique de l'Anfo et de l'Emulsion qui seront utilisées lors du minage primaire à

Kingamyambo Connaissant :

- Le diamètre du trou de mine = 101,6 mm,

- La densité apparente de l'Anfo S_e = 0,8Kg/dm³,

- La densité apparente de l'Emulsionô_e = 1,25 Kg/dm³,

- Le paramètre de puissance de l'Anfo S = 1

- Le paramètre de puissance de l`Emulsion S = 1,39;

- La hauteur de gradin/0 = 5 m,

- E = V,

- Le facteur de contrainte de la roche: = 1, trous verticaux

- Le facteur de minage au rocherC_m = 1,15.

L'écartement ou la banquette, elle est donnée par

V' B r :

B = XX Y Z[x] d

Cmxfx^a

V

101,6

33 1 0,8 x 1

= 1,15 x 1 x .1 = 2.58m 3 m

V' La charge de l'explosif du fond par mètre du coup de mine Cette charge est donnée par l'expression suivante :

f

Pp = 0,8 ×_g x E x Cm x V

l

Pp = 0,8× x 3 x 1,15 x 3 = 9,19 kg/m

0,9

V' La quantité de la charge de l'explosif du fond Q = Pp x Hf

37

Avec : Hf : la hauteur de sur forage, qui est donnée par Hf = 1,3 X B

Qf = 1,3 X 9,19 X 3 = 35,841kg

V' La charge médiane ou de colonne par mètre de coup de mine

Pc = 0,4 X Pp

Pc = 0,4 X 9,19 = 3,676 kg/m

V' La quantité de la charge médiane de l'explosif

Qm = Pc X Hm

2V

Lt

Avec Hm =

S1n13

6 Hm = g~n90°

2 X 3 = 0 m

Hg

Lt = sinI3 + 0,3 X V

Lt = + 0,3 X 3 = 5,9 = 6 m

SingO°

Qm = 3,676 X 0 = 0 kg

V' La quantité d'Anfo par trou de mine se calcul de la manière suivante :

Qc = Qm + Qf = 0 + 35,84 = 35,84 Kg

V' La charge totale

Qt = Qf + Qm + Qp

Qt = 35,84 + 0 + 0,396 = 36,236 kg

V' La zone d'influence du coup de mine

Vt = E X V X Lt

Vt = 3 X 3 X 6 = 54 m3

V' La charge spécifique par coup de mine

La charge spécifique est déterminée par l'expression suivante :

Cs = Qt

Vt

36,236

Cs = = 0, 67104 kg/rn³ = 671 gramme/m³

...‡

NB : compte tenu de la critique de la méthode de U. Langefors certains Paramètres doivent être corrigé ; la charge spécifique de l'explosif fixée par la GCM lors des études effectuées à SKM selon le type des terrains (voir tableau).

38

Tableau 5 : Charges explosives suivant les types de terrain

Catégories des terrains	Charges explosives [g/m^3]
	Tir au cordeau détonnant	Tir au Nonel
2D	250-300	150-200
3	450-650	250-350
3D	720-1100	450-550

Pour notre cas nous allons considère une charge spécifique de 550g (tir au Nonel)

Cas de l'Emulsion

Nous allons déterminer la charge spécifique de l'Emulsion à utiliser dans les

terrains humides et saturés d'eaux, on a :

V' Le facteur de minage du rocher

d²xS

Cm = 332xB2

Se Cm =

1o1,6²X1,39X1,25

33²X3²X1X1

NE ;

= 1,83

V' La charge de l'explosif du fond par mètre du coup de mine

La charge de l'explosif du fond par mètre de coup de mine est donnée par l'expression suivante :

f

Pp = 0,8 X _g X E X Cm X V

l

Pp = 0,8 X X 3 X 1,83 X 3 = 11,072 kg/m

l,ln

V' La quantité de la charge de l'explosif du fond

Qf = Pp X Hf

Avec Hf = 1,3 X B

Qf = 1,3 X 11,072 X 3 = 43,18 kg

V' La charge médiane ou de colonne par mètre de coup de mine

Pc = 0,4 X Pp

Pc = 0,4 X 11,072 = 4,4288 kg/m

V' La quantité de la charge médiane de l'explosif

Qm = Pc X H

Qm = 4,4288 X 0 = 0 kg

V' La quantité d'émulsion par trou de mine se calcul de la manière suivante :

39

Qc = Qm + Qf = 0 + 43,18 = 43,18 Kg

2V

Lt

Avec Hm =

S1n13

6 Hm = g~n90°

2 X 3 = 0 m

Hg

Lt = sinl3 + 0,3 X V

Lt = + 0,3 X 3 = 6 m

SingO°

V' La charge totale

Qt = Qf + Qm + Qp

Qt = 43 + 0 + 0,396 = 43,396 kg

V' La zone d'influence du coup de mine

Vt = E X V X Lt

Vt = 3 X 3 X 6 = 54 m3

V' La charge spécifique par coup de mine

Cs = Qt

Vt

43,396

Cs = = 0,80363 kg/rn³ = 804 gramme/m³

...‡

Nous utiliserons pour la fragmentation des terrains secs l'Anfo avec une maille de forage de 3 × 3 m² et une charge spécifique de 670 grammes/m³, tandis que dans les terrains humide ou saturés d'eaux, nous utiliserons de l'Emulsion avec une charge spécifique de 804 grammes/m³ avec la même maille de forage (3 3 m²).

II.4 IMPLANTATION DU LOT DE FORAGE

II.4.1 Généralités

Un lot de forage est un plan représentant les endroits prévus et précis où l'on doit forer. Son implantation exige la connaissance du terrain (la direction des couches et leurs successions). la ligne de moindre résistance est la diagonale. En effet, lors du minage primaire, les produits abattus auront tendance de (se déplacer) suivant la diagonale. Avec l'objectif de ne pas mélanger les produits, il suffit seulement de placer la diagonale perpendiculairement à la direction des couches afin de répondre à ce besoin. Ce critère fait que sur terrain, les trous de mine paraissent être placés en quinconce.

40

Figure 13 : Trous de mine placés en quinconce

La réalité est qu'on a trouvé le quadrillage de façon à placer l'une des diagonales perpendiculairement à la direction des couches.

II.4.2 Maille de forage

La maille de forage est définie par l'expression suivante :

Sm =V.E [m²]

Avec, Sm : la surface de la maille de forage en m²

V : l'écartement entre différentes rangées de trous de mine parallèle au front d'abattage. Il est aussi appelé ligne de moindre résistance et correspond à la distance maximum séparant la première ligne des trous de foration et le talus de gradin. Il correspond à la largeur du banc à abattre. Ce dernier est déterminé en fonction de la dureté du terrain du point de vue de minage. Il est exprimé en m

E : la distance entre deux trous de mine voisins d'une même rangée. Elle est exprimée

en m.

La surface de la maille de forage varie en fonction de la nature des terrains et la disposition des trous de mine doit être de préférence en quinconce.

Les trous de mine étant en quinconce, leur disposition doit satisfaire aux conditions suivantes :

- pour éviter la dilution des minerais, V doit être parallèle à la direction des couches et E doit être perpendiculaire à la direction des couches

- pour abattre les produits selon la ligne de moindre résistance, V doit répondre à l'inégalité suivante : V= E.

Ci-dessous, les différentes mailles de forage suivant les catégories de terrain à la Gécamines (R.D.C) :

41

Tableau 6 : Maille de forage et Catégories des terrains

Types de terrain	Caractéristiques du point de vue abattage	Maille de forage (mxm)
2 : Terrain tendre	Pas de minage	Pas de forage
2D : Terrain relativement tendre	Cohésion #177; forte dont l'excavation nécessite un tir d'ébranlement de faible charge d'explosif	8x9 7x9 8x8 6x8 6x7
3D : Terrain dur	Nécessité des tirs d'abattage avec charge d'explosif plus conséquente	6x7 6x6
3D* : Terrain très dur	Fragmentation avec charge d'explosif plus brisant	6x6

II.4.3 Modes de raccordements

Il existe plusieurs modes de raccordements réalisés dans une mine à ciel ouvert. Ces schémas de raccordement tiennent compte des contraintes du lieu. On se trouve et des résultats escomptés :

- la présence du matériel à sauvegarder (pompes installées dans les puits filtrants, pompes sur radeau dans les puisards, câbles électriques, etc)

- le pendage des couches pour souci de sélectivité

- tirs spéciaux : creusement d'un puisard par exemple.

Exemple de modes de raccordements :

· Rangé par rangé ;

· Quinconce ;

· Bouchon trapèze. II.4.4 Mode d'initiation

Il peut se réaliser par le feu à l'aide de :

· Mèche lente ;

· Exploseur électronique.

42

II.5 EXPLOSIFS ET LEURS CARACTERISTIQUES

II.5.1 Définition

Explosif

Un explosif est un produit chimique, solide ou liquide, ou un mélange des substances susceptible, sous l'action d'une impulsion extérieure (choc, étincelle, échauffement, frottement), de se transformer presque instantanément en gaz qui développent une pression élevée. Cette transformation en gaz à haute pression engendre une onde de choc qui brise les roches.

Explosion

On appelle explosion tout dégagement en un temps extrêmement court d'un grand volume de gaz.

Déflagration

La déflagration est une réaction chimique dont la vitesse de l'onde de choc est de quelques mètres par seconde. (300 à 800 m/s).

Détonation

La détonation est une réaction chimique dont la vitesse de décomposition est de l'ordre de kilomètre par seconde (2 à 8 km/s).

II.5.2 Classification des explosifs

Il y a deux types des explosifs selon l'explosion : > Explosif déflagrant (exemple : poudres);

> Explosif détonant (brisant). Exemple : d'émulsion.

II.5.3 Sensibilité à l'amorce

Pour amorcer un explosif , il faut une certaine quantité d'énergie par unité de

volume. Plus cette quantité sera faible plus l'explosif sera sensible et inversement.

C'est ainsi qu'on à :

> Les explosifs primaires,

> Les explosifs secondaires.

43

1. Explosifs primaires

Les explosifs primaires sont beaucoup plus sensibles à l'amorce, utilisés juste pour amorcer les autres explosifs dits secondaires. Les principaux explosifs primaires sont :

· Fulminate de mercure C2N2O2Hg,

· Azoture de plomb N6Pb,

· Trinitrosoranate C6HN3O8Pb,

· Tretrazène C2H8N10O,

· Azoture d'argent N6Ag,

· Fulminate d'argent _N202Ag .

2. Les explosifs secondaires

Ces sont les explosifs qui ont besoin d'une source d'énergie pour pouvoir exploser. Les principaux explosifs secondaires sont :

· Pentrite C5H8N4O12,

· Nitroglycérine C3H5N3O9,

· Mélinite C6H5N3O7,

· Tolite C7H5N3O6,

· Hexogène C3H6N6O6.

II.5.4 Types d'explosifs

Voici une gamme d'explosifs qui répond aux besoins de sautage :

1) Les dynamites qui renferment de la Nitroglycérine des activateurs :

· Dynamites pulvérulentes,

· Dynamites gélatineuses (plastique).

2) Les explosifs au nitrate d'ammonium basés sur le TNT _{[C6H2CH3(NO2)3]} et le nitrate d'ammonium :

· Nitrate fioul (Anfo),

· Bouillies explosives.

44

II.5.5 Caractéristiques d'explosifs

Les explosifs sont caractérisés par :

· L'énergie;

· La brisance et la puissance qui dépendent :

o De la force de l'explosif;

o De sa densité;

o De sa vitesse de détonation (donc dépend en grande partie de l'onde de choc);

· La sensibilité à l'amorce;

· La résistance à l'humidité.

N.B : l'effet produit par un explosif dépend :

· Du volume de gaz dégagé;

· De la température et de la pression de cette masse gazeuse.

La vitesse de détonation d'un explosif est augmentée par le bourrage et par la densité de l'explosif.

II.5.6 Accessoires de mise à feu

a. Les artifices

Les mèches lentes sont des cordeliers constituées d'une âme comprenant un ou plusieurs fils de coton retordus, enrobant une trainée de poudre noire finement broyée. On utilise deux sortes :

· Afrimèche (Afridex);

· AECI (mèche RSA : African explosives and chemical industry).

45

Détonateur à mèche

Figure 14 : Détonateur à mèche

Le détonateur à mèche est constitué d'une capsule destinatrice et d'une mèche

qui sert à communiquer à l'explosif d'amorçage une gerbe d'étincelle.

Détonateur électrique

Ces sont des détonateurs dans lesquels l'explosif primaire est amorcé par la flamme d'une composition chimique allumée par une résistance électrique chauffée au rouge.

Capsule (laiton)

+

~

Fil de pont

Charge
retardatrice

Explosif primaire

Explosif
secondaire

Figure 15 : Détonateur électrique Cordeau détonant

C'est un cordeau dont l'âme est un explosif secondaire (TNT, tolite, ou pentrite) mis sous gaine de plomb.

Détonateur fond trou

Le détonateur fond trou est prévu pour mettre à feu la charge placée dans le trou de mine et ne doit pas être utilisé en surface.

Système NONEL

Le système de mise à feu NONEL, invité par Nitro Nobel et commercialisé depuis 1930, est un système non électrique utilisant un tube d'amorçage de faible énergie. Une onde de choc est provoquée pour se propager à l'intérieur du tube en plastique dont la paroi intérieur est recouverte d'une substance pour réactive. L'onde de choc possède une

46

énergie suffisante pour endommager le tube et mettre à feu la substance explosive du tube voisin. L'onde de choc se propage à une vitesse d'environ 2100 m/s.

La différence entre le système NONEL et un autre système non électrique, comme le cordeau détonnant, c'est que la réaction est confinée à l'intérieur du tube alors que le cordeau détone comme son nom l'indique.

Figure 16:Description du système NONEL

Le système NONEL comprend des detonateurs fond trous, des raccords de surface, des tubes d'amorçage et un appareil de mise à feu.

b. Choix d'un explosif

Le choix d'un explosif dépend :

> De la roche nécessitant l'explosif;

> De la fragmentation requise;

> De la condition physique du trou; > Du diamètre du trou foré.

47

II.5.7 Explosifs utilisés à la mine à ciel ouvert de Kingamyambo Les explosifs utilisés sont :

> Anfex;

> Emulsion.

N.B : Pour l'Anfex, une réaction idéale exige une composition de 94,3% de nitrate d'ammonium et 5,7% de fioul poids.

II.5.8 Stockage des explosifs

Le stockage exige la disposition d'un dépôt selon les normes requises. Ce dépôt doit être agrée par les services compétant des mines.

V' Les dynamites sont stockées dans le dynamitier entouré par des merlons pour des raisons de sécurité;

V' Les détonateurs sont conservés à part pour éviter tout amorçage dû aux courants vagabonds;

V' Emulsion est stockée dans les citernes.

La notion de gestion de stockage des explosifs doit respecter les instructions du pays en matière de stockage des explosifs, de manipulation et de la gestion même des explosifs et artifices de mise à feu.

48

II.6 PARAMETRES DE MINAGE EN FONCTION DU TYPE D'EXPLOSIF

TYPE D'EXPLOSIFS SANFEX EMULSION

Diamètre du trou(mm) 101,6 101,6

Hauteur des bancs (m) 5 5

Ecartement entre deux rangées(m) 3 3

Espacement entre deux trou de même rangée(m) 3 3

Hauteur de bourrage(m) 1,2 1,2

SUR forage(m) 1 1

Longueur du trou(m) 6 6

Charge spécifique (g/m³⁾ 600g/m³ 590g/m³

Masse explosive par trou(kg) 32,3 30,3

Mètre cube mine par trou(m³) 54 54

Sur base des données ci-haut définis, nous adopterons pour la fragmentation des terrains secs le sanfex avec une maille de forage de 3x3m² et une charge spécifique de 600g/m³,tandis que dans le terrains humide ou satures d'eaux, nous pourrons avoir recourt a l'émulsion SB100, avec une charge specifique de 600g/m³,avec le même maille de forage de 3x3m².Pour ce qui est de l'évolution des besoins en explosifs et artifices de minage, qui fait l'objet du paragraphe suivant, nous ne considérerons qu'un seul explosif, le sanfex, étant donne le fait que le site Kingamyambo ne contient pas des roches acquiers

II.7 DETERMINATION DU VOLUME A MINER

II.7.1 Détermination de la production minière annuelle

L'industrie minière étant une industrie de grand risque et très coûteuse, elle exige pour son exploitation beaucoup de prudence et de sécurité. C'est ainsi que dans toute industrie minière, on prévoit une production minière supérieure à la capacité d'alimentation des usines de traitement. Cette politique permet de pallier aux ruptures de production minière suite aux aléas d'exploitation, période durant laquelle les remblais de minerais constitués serviront à alimenter les usines de traitement (concentrateurs) sans qu'on soit obligé d'arrêter ces derniers.

Si la capacité mensuelle de l'usine de traitement est notée [Cconc], en prévoyant 10 à 25% de cette capacité à mettre en stock, la production annuelle sera calculée par l'expression suivante :

49

Pa = (Cconc * N) + (0,10 à 0,25) Ccon.N

= (1,10 à 1,25) Cconc. N[TS].

Avec Pa : la production minière annuelle en tonnes sèches.

Cconc : la capacité mensuelle de l'usine de traitement (TS/mois)

N : le nombre de mois par an (mois/an)

Dans notre cas pour déterminer la production minière annuelle en tonnes

sèches en fonction de l'usine de traitement, nous allons nous référer au concentrateur de KZC

qui est à environ 5 Km de la mine de Kingamyambo et dont la capacité nominale est de

2000 tonnes/jour, ainsi nous allons évaluer cette capacité mensuellement.

Ccon = 2000T/j x 30jrs

Soit 60000 Ts/mois

La production annuelle est donnée par :

Pa = (Cconc *N) + (0,10 à 0,25) Ccon.N

= 60000 *12 *1,25= 900 000 TS

Donc la production annuelle en fonction de l'usine de traitement peut varier de

850000 à 900000 TS.

II.2.1. Détermination de la durée de vie de la mine à ciel ouvert

Connaissant la production annuelle et les réserves minières, la durée de vie de la production minière sera obtenue par le rapport entre les réserves minières (r) et le niveau de la production annuelle planifiée.

Res xr

D = = 9 mois

Pa

Avec D : Nombre d'années d'exploitation minière (ans), nombre entier

Res : Réserves minière en TS

P_a : Production minière par an

r =Recuperation minière en

Alors la durée de vie du projet est de 9 Mois

50

II.7.2 Détermination des réserves géologiques à partir des réserves minières de la mine

Connaissant la réserve minière et la récupération minière, nous allons

res min

recup

déterminer la réserve géologique qui sera de :

res min		soit 520 000 TS
recup

II.7.3 Détermination du programme annuel d'exploitation

La durée de vie d'une mine à ciel ouvert permet de limiter le projet d'exploitation dans le temps afin d'établir un programme d'excavation.

1. Cubage annuel du minerai

La production en mettre cube est donnée par l'expression suivante :

Pam = Vtm u [m3/an]

Avec: Pam: Production mensuelle du minerai m³/mois Vtm : Cubage total du minerai contenu dans le projet

Rés minière

Vtm en m³sera :

d

Avec d : la densité de minerais

Vtm en m^3 = 504533 2.2

= 229333 m3

9mois

één333

D'où ~'& =

= 25481m³/an

vst Past = 9	= 1161616		= 129068m3
		9

2. Cubage mensuel de stérile

La production mensuelle des stériles est donnée par l'expression ci-dessous

Past =

Vtst r31 D n

Avec _Past: La production annuelle de stériles contenu dans le projet (m³)

Vtst : Le cubage total des stériles contenus dans le projet d'exploitation (m³)

51

3. Cubage à excaver mensuellement (minerai et stérile)

Le cubage représente la somme du minerai et stérile à excaver mensuellement,

soit :

Cag = 'am + _'ast (m³/mois)

AvecC_ag : Le cubage mensuel global des matériaux (minerai et stérile)

Ainsi, le cubage total à excaver (minerai et stérile).

Cag= 25481 + 129068= 154549 m3

Ceci va nous permettre de déterminer la quantité d'explosif et artifices de mise a feu annuellement pour une hypothèse de 70% du volume total a mine annuellement pour tout le projet nous avons un volume total de matériaux de 1286164m^S pour tout le projet on aura un volume a mine de 70% Vt ceci est a la dureté de la roche de Kingamyambo qui est dure.

Volume total à miner pour tout le projet 0,70x1286164=900315m^S.

Pour tout le projet on aura un volume à miner de 900 315 m³ .

52

Chapitre III : DETERMINATION PREVISIONNELLE DES ARTIFICES DE MINAGE ET EXPLOSIFS TRANCHE 1350 DE LA MINE A CIEL OUVERT

DE KINGAMYAMBO

III.1 DETERMINATION DE LA QUANTITE D'EXPLOSIFS DU

PROJET

III.1.1 Hypothèses de base 70% du terrain à mine ;

Terrain D3 (moyennant dur).

III.1.2 Programme de fragmentation

III.1.2.1 Consommation des explosifs

Le programme de fragmentation consistera à un ordonnancement de la

fragmentation pendant toute la durée de vie de l'exploitation du gisement de kingamyambo

projet 1350.

Comme nous l'avons dit précédemment, le volume à fragmenter est de 70% du

volume total, d'où :

V f = 70% x Vt

Avec :

Vf : volume à fragmenter durant toute la durée de vie du projet [m³]

Vt : volume total des matériaux contenu dans le projet 1350

V f = 0,7 x 514466 = 360126.2 m3

III.1.2.2 Calcul du nombre des trous de mine

Partant de ce volume, nous pouvons déterminer le nombre total des trous ou coups de mine de la manière que voici :

Nt =

volume à fragmenter

zone d'influence

Voici les données de base qui serviront dans les calculs qui suivent :

ü Le volume total à fragmenter = 360126,2 m3

ü la zone dinfluence = 54 m3

ü la quantité de l^'Anfo par trou = 32,3 Kg

ü le volume excavé mensuellement = 23185,1 m3

ü le nombre de trous par lot de minage = 250 trous/lot

53

360126,2

54

= 6669 trous

Nt =

Anfo

La quantité d'Anfo(Sanfex) à utiliser dans un trou est de 32,3 Kg et

connaissant le nombre des trous de mine, la consommation de l'Anfo si il est utilisé seul sera

de :

32,3 X 6669 = 215409 Kg = 8616 sacs de 25K0

La quantité d'Anfo par mois sera de :

32,3 X 429 = 13868 K9 = 555 sacs de 25 Kg

La quantité d'Anfo à utiliser par lot de minage sera de :

32,3 X 250 = 8100 Kg = 324 sacs de 25 Kg

Pentolite

Dans chaque trou de mine, il y aura une pentolite, cela veut dire que le nombre des trous de mine correspond au nombre de pentolite, nous aurons :

Le nombre total des pentolites est de : 6669 pentolites

III.1.2.3 Consommation des accessoires de tir

Le détonateur fond trou _U500 ou bench master

A chaque pentolite, il faudra associer un détonateur fond trou Le nombre total des détonateurs fond trou est de 6669 détonateurs fond trou

Le relais

Il s'agit du raccord _UB42 Hand master de 42 millisecondes, leur nombre est donné par le nombre des détonateurs fond trou moins un.

Le nombre total des relais est de : 6668 raccords

Les mèches lentes ou dura fuse

A chaque minage correspond un mètre de mèche lente. Pour connaître le nombre de mèches lentes, il faut calculer le nombre de lots de minage.

Le nombre de lots de minage se détermine de la manière suivante :

NT

Nl =

Nt

Avec :

Nl : nombre des lots de minage

54

NT : nombre des trous de mine pour un lot

(226 trous par lot de minage)

Nt : nombre des trous de mine pour toute la tranche. Le nombre total des lots de minage sera de :

6669

N1 =		= 27 lots de minage
	250

Le nombre total des mèches lentes sera de 27 mèches lentes,

Besoin en explosif et artifices de minage dans le tableau ci-dessous projet 1350

Explosifs et artifices Quantité Ratio de Quantité d'explosifs et

d'ouvrage consommation artifices

Mèche lente ou dura fuse 27 lots 0,2m/lot 5,4

Booster pentolite 6669 1piece/trou 6669

Deto fond trou 6669 1 Pièce/trou 6669

Relais UB42 6668 O,5 pièce/trou 3334

Relais UB25 6668 0,5 pièce/trou 3334

Relais UBO 27 lots 1 pièce/lots 27

A ces besoins nous ajoutons 10% des imprévues nous aurons :

- Mèche lente ou dura fuse : 6,9m ;

- Booster pentolite :7336 ;

- Deto fond trou :7336 ;

- Relais UB42 :3667.4 ;

- Relais UB25 :3667,4 ;

- RelaisUB0 : 30 ;

- Anfo ou sanfex : 135405kg

III.1.2.4 Calcul du coût des artifices de minage

Avant de procéder au calcul du coût des artifices nous allons donner la liste du

coût unitaire des différents artifices. (AL, 2010).

55

N°	EXPLOSIFS	Prix unitaire (13)
1	EMULAF 100/105 Kg	1,89
2	DYNAMITE G1 (Kg)	2,66
3	AMMON GELINITE 60%Kg	2,55
4	DYNAGEL 60% (Kg)	2,41
5	EXPLOSIF ANFO (Kg)	0,84
6	BOOSTER PENTOLITE 400-80 (P)	4,29
7	CARTOUCHE INDUSTRIELLE (P)	1,18
8	NITRATE D'AMMONUIM (Kg)	0,93
9	EMEX-170(Kg)	1,54
10	DETOS ELECTRIQUE 3-4-5 M(P)	1,80
11	DETOS ELECTRIQUE 8-12 M (P)	1,80
12	CORD TEX (M)	0,31
13	RACCORD RAPIDE(P)	41 ,72
14	DETO 6D	1,66
15	FUSEE	0,24
16	MECHE DE SURETE	0,42
17	EXPLOGEL V 12	2,2
18	NONEL SLO	2,16
19	NONEL SL25	2,46
20	NONEL SL 42	2,46
21	NONEL SL 475	2,42
22	DYNO SL 25M LS 8,4M	1,84
23	DYNO SL 25MLS 7,8M	384
24	DYNO SL 42MLS 4,3M	2,01
25	DYNO SL 67MLS 8,4M	2,01
26	DYNO V500MLS 13,80M	3,46
27	DYNO V500 MLS 7,80M	2,01
28	EXEL H T 25 MS FIL DE 12M	2,16
29	EXELBMR 500 MS 14,8 M	1,87

56

III.1.2.5 Evaluation du cout des explosifs et artifices de minage

Nous donnons dans le tableau ci-dessous au regard des calculs déjà faits dans

la partie ci-dessus, le cout global des explosifs et artifices de minage nécessaire pour l'exploitation du projet 1350 :

Explosifs et artifices	Quantité d'ouvrage	Quantité d'explosifs et artifices	Ratio	Prix unitaire (USD)	Valeur totale
Mèche lente ou dura fuse	27 lots	5,4m	0,2m/lots	0,3	1,62
Deto fond trou	6669	6669	1 pièce/lot	1,8	12004.2
Pentolite booster	6669	6669	1 pièce/lot	4,29	28610
Relais UB 42	6668	6668		0,84	5601.12
RelaisUB25	6668	6668		O,84	5601,12
RelaisUB0	27 lots	27	1 pièce/lot	O,84	23
Sanfex	6669 trous	215409	32,3 kg/trou	1,6	344654
Cout globale minage primaire					396495
Cout minage secondaire (10%)					39649,5
Cout globale					436145

57

CONCLUSION

Au terme de notre travail, nous estimons heureux d'avoir été plonge dans la détermination prévisionnelle des artifices de minage de la mine à ciel ouvert de Kingamyanbo, nous ne pouvons pas affirmer avec certitude que nous avions abordés tous les aspects de notre programme suite à certains aléas rencontrés. Néanmoins, nous nous réjouissons d'avoir donné de pistes de solutions.

En définitive, pour cette détermination prévisionnelle du coût de minage des

explosifs et des artifices de minage de la tanche 1350 de la mine à ciel ouvert de
Kingamyambo planifiée annuellement, nous pouvons retenir ce qui suit :

> Etant déjà exploité, le gisement de Kingamyambo appartient au groupe de mine du ROAN dans le système Katanguien et ayant un cubage estimé à 205786,4 de matériaux.

> Ce cubage des matériaux de la mine de Kingamyambo pour la tranche 1350,nous servirons à la détermination des artifices de minage et les explosifs enfin de réaliser un coût de minage.

Selon les hypothèses de base avec un volume de 70? à miner ; la

détermination des explosifs et les artifices de minage ont données des résultats suivants :

> Détonateur fond trou : 6669+666,9,1 = 7335,9

> Nombre de lots : 27 lots

> Relais SL 25 = 6668+ 666,8= 7335

> Relais SL 42 = 7335

> Pièce pentolite booster : 7336

> Mèche lente : 5,4 +0,54 = 5,5 m

> Relais SLO : 27 + 2,7 = 30 > Sanfex: 215409kg

Parmi les résultats de la détermination des artifices et des explosifs, nous justifions ces résultats sur base des formules empiriques et analytique vue aux cours.

58

SUGGESTIONS

Parmi tant des risques attachés aux minages ; nous suggérons ce qui suit dans le but de garantir la sécurité de personnels et de matériels.

> Eviter un contact permanent des artifices de minage et des explosifs lors du transport de ces éléments.

> Avant la mise à feu , vérifier correctement le raccordement des différents éléments.

> Evacuer les matériels et les personnels à une zone sécurisante lors du minage.

59

Bibliographie

a. Ouvrages

1. Charles H GRQNT : Comment faire travailler les explosifs.

2. Guide pratique de référence pour la foration et le creusement des rochets (INGER SOLL RAND).

3. Le nouveau petit Robert 1996.

4. Loris, KAZUNDU, KAMBUNZU et Cailteux : Le gisement uranifère de l'arc cuprifère congolais colloque 2004.

5. Nobel DYNAMT : Indications générale sur le tir, AKTIEL SHAET, trois dols.

6. Simmon KAKILA : Budget d'exploitation Gécamines Kambove 2011, Memo division de contrôle.

7. St HONORE (1954) : Mines métalliques à ciel ouvert (mission française aux Etats Unies de Mars-Avril.

8. www.Komatsu.com/ce production /.../HM300-1 Pdf.

b. Notes de cours

1. Ass. SALEH MBEMBA : Cours d'Abattage 2ieme Graduat, Mines, UNILU 20052006

2. BANZE KANAMPUMPI : Contribution à l'élaboration du budget d'exploitation de la mine à ciel ouvert de SHINKO-SIGNAL Polytechnique Unilu.

3. KALULETE M, (2011) : Cours de mine à ciel ouvert , Fac. Polytechnique

4. KHYM KALABA KALENGA : Détermination des paramètres e minage à l'aide de l'explosif à émulsion dans la roche Kimberlitique du massif (TFC Fac. Polytechnique 2014).

5. L.WEVA (2009) : Etude comparative des performances de la sondeuse.

6. NGOIE SENGA : Exploitation des mines : Abattage, Deuxième Graduat, Mines , UNILU 2004-2005.

7. TSHIBANGU : Etude comparative de la fragmentation de la mine à ciel ouvert de LWISHISHI en utilisant comme charge colonne l'Anfo, l'Anfex et Emulsion, TFC Fac. Polytechnique 2008.

60

TABLE DES MATIERES

~PIÇR2tP3-(T III

*É*I~~CT IV

2t+4,- pR.p./ V

I, 0T0.Rf10 VII

INTRODUCTION 8

O.1 PROBLEMATIQUE 9

0.2 CHOIX ET INTERET DU SUJET 9

0.3 HYPOTHESE DE TRAVAIL 9

0.4 DELIMITATION DU SUJET DANS LE TEMPS ET DANS L'ESPACE 9

0.5 SUBDIVISION DU TRAVAIL 9

CHAPITRE I : GENERALITES SUR LA MINE A CIEL OUVERT DE KINGAMYAMBO 11

I.1 SITUATION GEOGRAPHIQUE 11

I.1.1 Localisation 11

I.1.2 Le climat 11

I.1.3 Hydrographie 11

I.1.4 Katanguien 12

1. Le sous-groupe des RAT ou R.1 13

1. Le sous-groupe des mines ou R2 14

2. Le sous-groupe de Dipéta 14

3. Le Sous-Groupe de Mwasha ou R4 14

I .1.5 Mineralisation 16

I.1.5.1 Synthèse géologique de Kingamyambo 17

Tableau 1 : Litho stratigraphique du sous-groupe des mines (R2) (Mushama 2010) 17

I.1.6 Conclusion partielle 19

CHAPITRE II : DETERMINATION DU VOLUME A MINER ET LA MAILLE DE FORAGE 20

II.1 NOTIONS GÉNÉRALES SUR LA FRAGMENTATION 20

II.1.1 Définition 20

II.1.2 Forage 20

II.1.2.1 Méthodes de forages 20

II.1.2.1.1 Forage au marteau perforateur hors du trou 21

II.1.2.1.2 Forage au marteau fond de trou 21

II.1.2.1.3 Forage Rotary 22

II.1.2.2 Constitution des roches & Types (Classification des terrains) 22

61

Tableau 2 : Types et Constitution des roches 23

II.1.2.3 Paramètres de forage 23

Tableau 3: Les valeurs de a dans les différents terrains 24

Figure 1 : Maille carrée 25

Figure 2 : Maille rectangulaire 25

Figure 3 : Maille en quinconce 26

Figure 4 : La valeur minimale la ligne de moindre résistance 27

II.1.2.4 Détermination des mètres forés 27

II.2 MINAGE 28

II.2.1 Impératifs 28

II.2.2 Types de minage 28

II.2.2.1 Le minage primaire 28

Figure 5 : Minage avec raccordement diagonale 29

Figure 6 : Minage avec raccordement en V 30

Figure 7: Minage avec raccordement trapèze 30

Figure 8 : Minage avec matelas 31

II.2.2.1 Minage secondaire 32

Figure 10 : Minage secondaire par la méthode classique 33

Figure 11 : Minage secondaire par la méthode classique 33

II.2.3 Paramètres de minage 34

Tableau 4 : La charge spécifique selon l'expérience de la GCM 34

II.3 DETERMINATION DES PARAMETRES DE MINAGE DE LA MINE A CIEL OUVERT

DE KINGAMYANBO 36

Tableau 5 : Charges explosives suivant les types de terrain 38

II.4 IMPLANTATION DU LOT DE FORAGE 39

II.4.1 Généralités 39

Figure 13 : Trous de mine placés en quinconce 40

II.4.2 Maille de forage 40

Tableau 6 : Maille de forage et Catégories des terrains 41

II.4.3 Modes de raccordements 41

II.4.4 Mode d'initiation 41

II.5 EXPLOSIFS ET LEURS CARACTERISTIQUES 42

II.5.1 Définition 42

II.5.2 Classification des explosifs 42

II.5.3 Sensibilité à l'amorce 42

62

1. Explosifs primaires 43

2. Les explosifs secondaires 43

II.5.4 Types d'explosifs 43

II.5.5 Caractéristiques d'explosifs 44

II.5.6 Accessoires de mise à feu 44

Figure 14 : Détonateur à mèche 45

Figure 15 : Détonateur électrique 45

Figure 16:Description du système NONEL 46

II.5.7 Explosifs utilisés à la mine à ciel ouvert de Kingamyambo 47

II.5.8 Stockage des explosifs 47

II.6 PARAMETRES DE MINAGE EN FONCTION DU TYPE D'EXPLOSIF 48

II.7 DETERMINATION DU VOLUME A MINER 48

II.7.1 Détermination de la production minière annuelle 48

II.2.1. Détermination de la durée de vie de la mine à ciel ouvert 49

II.7.2 Détermination des réserves géologiques à partir des réserves minières

de la mine 50

II.7.3 Détermination du programme annuel d'exploitation 50

1. Cubage annuel du minerai 50

2. Cubage mensuel de stérile 50

3. Cubage à excaver mensuellement (minerai et stérile) 51
Chapitre III : DETERMINATION PREVISIONNELLE DES ARTIFICES DE MINAGE ET

EXPLOSIFS TRANCHE 1350 DE LA MINE A CIEL OUVERT DE KINGAMYAMBO 52

III.1 DETERMINATION DE LA QUANTITE D'EXPLOSIFS DU PROJET 52

III.1.1 Hypothèses de base 52

III.1.2 Programme de fragmentation 52

III.1.2.1 Consommation des explosifs 52

III.1.2.2 Calcul du nombre des trous de mine 52

· Anfo 53

· Pentolite 53

III.1.2.3 Consommation des accessoires de tir 53

· Le détonateur fond trou _U500 ou bench master 53

· Le relais 53

· Les mèches lentes ou dura fuse 53

III.1.2.4 Calcul du coût des artifices de minage 54

III.1.2.5 Evaluation du cout des explosifs et artifices de minage 56

63

CONCLUSION 57

SUGGESTIONS 58

Bibliographie 59

a. Ouvrages 59

b. Notes de cours 59