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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
10
> 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.
11
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 10o 40' et 100
45' de latitude Sud, 20o 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.
12
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.
13
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.
14
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.
15
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.
16
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
17
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
18
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.
19
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 ;
21
> 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.
22
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.
23
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;
24
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
:
Sm = 1T (3)
Avec Sm : 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
l4Çmax < 50 d
(8)
2) Dans les roches fracturées assez résistantes
lors de la fragmentation par le tir :
l4Çmax < 40 d
(9)
3) Dans les roches massives, tenaces et difficiles à
fragmenter par le tir
l4Çmax < 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
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
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 Se =
0,8Kg/dm3,
- La densité apparente de l'Emulsionôe
= 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 rocherCm =
1,15.
L'écartement ou la banquette, elle est donnée
par
V' B r :
B = XX Y Z[x] d
Cmxfxa
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/m3]
|
|
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
Pa : 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 m3 = 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
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)
AvecCag : 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 1286164mS
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=900315mS.
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
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