Etude comparative de l'exploitation de la zone 1 dans les niveaux supérieur à 475 par cut and fill et par sublevel caving. Mine souterraine de Kamoto.

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Etude comparative de l'exploitation de la zone 1 dans les niveaux supérieurs a 475 par le CAF et par le SLC

Mine souterraine de Kamoto

epigraphe

Le plus grand fait de l'histoire de l'humanité n'est pas que l'homme ait
marché sur la lune, mais _que Dieu ait marché sur la terre en la personne de

Jésus-Christ.

James IRWIN

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Dédicaces

A mes parents Thomas KALALA et Charlotte NGOMBA
A mon frère Luc KALALA

Et aussi à toi qui me lis

Je dédie ce travail.

Marc KALALA

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Remerciements

Je remercie Dieu, pour toutes ces personnes qu'il a placé à coté de moi, qui ont cheminé avec moi durant tout mon parcours universitaire, et qui m'ont chacun à sa façon, aidé à surmonté les obstacles de mon chemin.

mes besoins

Je remercie également mon frère Valery KALALA, mes soeurs Jenny Bijou Nathalie et

Gloria mes cousins Popaul KANYINDA et Papy MUTSHAIL, Maman Régine ainsi que mes beaux frères Joël Franck et Samson qui m'ont bien accueilli à Lubumbashi

Je pense aussi à mes oncles Melchior et Mans Mamie mes cousins Katy et Christel ainsi qu mon noyaux affectif quotidien.

Mon mot de remerciement et surtout d'encouragement s'adresse aussi à mes collègues de promotion : Messie NKASHAMA, Dieudonné KABOMBO, Jean-Pierre KABAMBA, Joseph MUTOMBO et Enoch TSHIMANGA avec qui nous avons souffert le parcours
universitaire.

Je remercie aussi tous ceux qui, de loin ou de près, m'ont soutenu dans le travail. Je pense ici

à la famille KABEYA la famille KALEMBA à Maman Mireille MPOYO et à Pasteur Béatrice M. NGANDU pour ses prières

Enfin, un mot pour dire ma joie d'avoir ces amis qui ont toujours été proches de moi pour partager joies et peines quotidiennes Je pense ici à Junior MILAMBO, Papy KALONJI, Didier BUKASA, Christian KABEYA et Queren BASHIYA.

A tous je dis, la fin d'une chose vaut mieux que son commencement, mais le chemin parcouru
pour atteindre cette fin est tout ce qui lui donne un sens. Ce chemin, vous m'avez aidé à le

ieu pour

cette page d'histoire que nous avons écrit ensemble.

Marc KALALA



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AVANT-PROPOS

Ce mémoire a été préparé dans le cadre d'études préliminaires visant à comparer l'alternative de l'exploitation de la zone 1 en cut and fill à celle de son exploitation en sublevel caving. Cette étude parrainée par le service de planning de Kamoto fait partie de nombreuses études qui constituent le Projet d'exploitation en mines souterraines.

Le sujet nous a été proposé lors de notre stage de fin d'études, Janvier-Février 2011, à KCC. Il fait partie de nombreux sujets visant déterminer l'influence des méthodes d'exploitation sur les rendements techniques et économiques de l'exploitation minière.

Les résultats trouvés sont pertinents autant sur le plan de la modélisation numérique 3D que sur les plans d'évaluations techniques et économiques. Ces résultats ne résolvent pas complètement la question très complexe de détermination de la méthode optimale pour exploiter la zone 1 de Kamoto mais constituent un des éléments essentiels qui décideront de la faisabilité du projet d'exploitation de cette zone en SLC ou en CAF

.

L'aboutissement de ce travail combien tortueux, nous le devons à plusieurs encadreurs dont les apports respectifs ont été d'une importance décisive. Nous mentionnons donc notre gratitude en remerciant tous ceux qui nous ont aidé durant l'élaboration de ce travail. Citons ici tout le personnel du service Planning de Kamoto, l'ingénieur Narcisse MUKEKWA, promoteur du sujet et encadreur de stage, ainsi que les professeurs Freddy BOKWALA et Bilez NGOY qui nous ont encadré à Lubumbashi.

Notre gratitude s'adresse aussi et surtout à notre directeur, le prof Maurice TSHISHIMBI, qui a dirigé ce travail avec maestria, et à notre codirecteur, l'ingénieur Corneille MBIKAYI, mentor dont l'apport à notre formation dépasse le cadre du seul travail de fin d'étude qu'il a accepté de codiriger.

Terminons ici, avant d'entamer notre travail, en saluant la mémoire de l'ingénieur Gustave LUABEYA qui est celui qui nous a donné gout aux mines souterraines et qui, fort malheureusement, n'est plus, pour voir le fruit de ce qu'il a semé.

Marc KALALA

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RÉPERTOIRE DES ABREVIATIONS

RDC : République Démocratique du Congo

3D : 3 Dimensions ou tridimentionnelle. BOMZ: Black Ore Mineralized Zone CAF: Cut And Fill

CTI: Chassage au toit inférieur

CTS: Chassage au toit supérieur

CMN : Calcaire à Minéraux Noirs Co : Cobalt

Cu: Cuivre

DCP: DRC Copper and cobalt Project D. Strat: Dolomite Stratifiée

FOB: Free On Board

GMC ou Gécamines : Générale des carrières et des mines

GSI: Geological Strength Index

IE: Indice d'Enrichissement

KCC: Kamoto Copper Company (SPRL) KOL: Kamoto Operating Limeted

KOV: Kamoto Oliveira Virgule (mine à ciel ouvert du groupe de l'Ouest)

KTC: Concentrateur de Kolwezi

KTO: Kamoto

Ma: Millions d'années

MMS UBC: Mine Method Selection UBC OBI: Ore Body Inférieur

OBS: Ore Body Supérieur

RAP: Room And Pillar

RAT: Roche Argilo Talqueuse RGS : Roches Gréseuses Siliceuses RMR: Rock Mass Rating

ROCE: Return On Capital Employed RQD: Rock Quality Desingation RSC : Roches Siliceuses Cellulaires RSF : Roches Siliceuses Feuilletées SD : Schistes Dolomitiques

SDB : Schistes Dolomitiques de Base SLC : Sublevel Caving

TA : Tonnage Annuel

TRI : Taux de Rentabilité Interne TS : Tonnes Sèches

VAN : Valeur Actuelle Nette

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INTRODUCTION

A. INTERET ET PROBLEMATIQUE DU SUJET

La Zone 1 de KAMOTO principal est actuellement exploitée par la méthode Cut And Fill transversal à partir du niveau 535 jusqu'au niveau 475. Une deuxième option est actuellement envisagée pour les niveaux supérieurs, c'est celle d'appliquer le Sublevel Caving. Une telle option ne saurait se concrétiser sans des études technico économiques préalables. L'objectif de cette étape d'élaboration du projet d'exploitation est alors de définir une méthode d'exploitation optimale et de dimensionner le volume à exploiter et l'infrastructure minière correspondante.

Pour ce faire, il est nécessaire de se défaire d'un certain nombre de questions inhérentes à une telle démarche. Ces questions sont principalement les suivantes :

· Quelles sont les méthodes d'exploitation techniquement applicables à notre gisement ?

· Pourquoi comparer les alternatives Cut And Fill et Sublevel Caving ?

· Quelles sont les performances du projet d'exploitation en Cut And Fill et ceux du projet en Sublevel Caving?

· Cut And Fill et Sublevel Caving comparés, quelle est la méthode qui se révèle être la plus avantageuse ?

B. OBJECTIFS DU TRAVAIL

Le choix du volume à exploiter et infrastructure correspondante revient tout simplement à sélectionner la méthode d'exploitation adéquate. Ce choix dépend fortement des contraintes technico économiques car il vise globalement la maximisation de la rentabilité (Taux de Rentabilité Interne, Valeur Actuelle Nette).

Les buts à atteindre dans ce travail seront donc :

· Appliquer et évaluer l'exploitation par Cut And Fill des niveaux supérieurs à 475 de la zone 1.

· Appliquer et évaluer le Sublevel Caving dans les niveaux supérieurs à 475 de la même zone.

· Faire une étude comparative des deux méthodes d'exploitation.

C. LIMITATION DU SUJET

L'étude des méthodes d'exploitation ne sera abordée que sous son aspect planning des travaux
d'extraction et ne concernera pas les techniques d'exploitation (abattage, chargement et



transport ), les travaux préparatoires tels que le fonwage de puits ou encore les travaux auxiliaires tels que l'aérage et l'exhaure.

Il ne s'agit pas également d'étudier une quelconque optimisation qui passerait par quelque sélection de blocs à intégrer ou non dans l'étude de rentabilité des méthodes que nous appliquons. En l'absence d'un bloc model, il est impossible de choisir indépendamment les blocs à intégrer. D'où nous considérons directement que le panneau est dans son ensemble valorisable et nous confrontons ensuite les alternatives de son exploitation par Sublevel Caving et Cut And Fill.

En pratique, on fera intervenir des critères de choix plus complexes tenant compte de différences entre les coEts d'exploitation de certains panneaux du gisement. Par exemple, on pourra pendre en compte la variation des coûts de transport en fonction de la profondeur ainsi que les différences de coEts d'extraction en fonction de la compétence des roches. Nous ne tiendrons pas compte de telles variabilités dans nos calculs économiques, nous considérerons les coûts globaux basés sur les statistiques des exploitations antérieures.

On se limitera donc, dans le présent travail, à déduire la méthode d'exploitation la plus avantageuse en fonction des performances techniques et économiques que révéleront notre analyse.

D. CANEVAS DU TRAVAIL

Notre étude s'articule principalement autour des points suivants :

Première Partie : Généralités sur le gisement de Kamoto

· Géographie

· Géologie régionale

· Description du gisement de Kamoto

· Présentation de la Zone 1 de Kamoto

Deuxième Partie : Exploitation du gisement de Kamoto.

· La sélection des méthodes d'exploitation

· Les méthodes d'exploitation de Kamoto

Troisième partie : Application des méthodes CAF et SLC

Modélisation du gisement et estimation des ressources

· Configuration du panneau et évaluation de ses réserves

· Evaluation du tonnage annuel

Performances techniques

· Evaluation technique de la méthode CAF

· Evaluation technique de la méthode SLC

Performances économiques



Evaluation du coût de production en CAF

· Evaluation du coût de production en SLC · Prévision des prix pour le cuivre et pour le cobalt

Quatrième Partie : Analyse comparative CAF SLC · Comparaison technique · Comparaison économique Conclusion

Notre travail n'est pas subdivisé en partie théorique et partie pratique comme le veut la tradition. Pour des raisons d'enchainement logique, certaines théories précédent immédiatement la partie pratique correspondante. Il est donc important de relever ici que notre apport personnel à consisté à :

o Prouver que le SLC et le CAF sont les alternatives les plus envisageables comme méthode d'exploitation, par la sélection de méthodes à l'aide de MMS UBC.

o La modélisation du gisement et l'estimation de ses ressources à l'aide de Surpac

o La conception des designs en CAF et en SLC ainsi que la planification des travaux d'extraction par les deux méthodes à l'aide de Surpac.

o L'analyse des performances en CAF et en SLC

o La comparaison technico économique du CAF et du SLC.



Mine souterraine de Kamoto

Première partie : GENERALITES SUR

KAMOTO ET SON GISEMENT

Sommaire

Références

[14] [15] [23]

[9] [23]

[14] [15] [23] [24]

Chapitre 1. GEOGRAPHIE

1.1. LOCALISATION DU SITE

1.2. HISTORIQUE DE LA MINE

Chapitre 2. CADRE GEOLOGIQUE 2.1. LES FORMATIONS PRECAMBRIENNES

2.1.1. Le katanguien

Le Groupe de Roan

2.2. LES FORMATIONS PHANEROZOÏQUES TABULAIRES

2.3. TECTONIQUE DU KATANGA

2.3.1. Généralités

2.3.2. Structures tectoniques régionales 2.3.3. Structures tectoniques locales

2.4. MINERALISATION

Chapitre 3. DESCRIPTION DU GISEMENT DE KAMOTO

3.1. GEOLOGIE LOCALE

3.2. LES MINERAUX DE KAMOTO

3.3. HYDROGEOLOGIE

3.4. RESERVES GEOLOGIQUES DE KAMOTO

3.5. ELEMENTS GEOTECHNIQUES DE KAMOTO

3.6. APERÇU DE LA ZONE 1 DE KAMOTO



Chapitre 1. GEOGRAPHIE 1.1. LOCALISATION DU SITE

La mine souterraine de KAMOTO est localisée au Sud-Est de la République Démocratique du Congo (RDC), dans la province minière du KATANGA, plus précisément dans le district urbano-rural de Kolwezi, à une distance d'environ 300km de la ville de Lubumbashi. Par rapport à Kolwezi la mine est située à l'ouest du centre ville de Kolwezi et elle s'y trouve à une distance de plus ou moins 8 kilomètres, ses coordonnées géographiques sont :

· Latitude : 10°43' sud

· Longitude : 25°24' Est

· Altitude moyenne : 1450m au dessus de la mer

Toutefois, il existe un système de coordonnées locales considérant le puits II comme le point zéro.

					16°E 21°E 26°E 31°E 36°E
			9^°S 9^°S 11°S 11°S Légende
0 500 Km
Province du Katanga District de Lualaba MU/39113C 36°E				16°E 21°E 26°E 31°E

IMAGE 1. Carte administrative de la province du Katanga en RDC, encadré en blanc la ville de
Kolwezi et ses environs (BOKWALA, 2009, modifié)

1.2. HISTORIQUE DE LA MINE

La mine de Kamoto exploite une partie du gisement cupro-coblatifère située à des
profondeurs supérieures à 175 mI eQUIAoX\ de l'ancieW TnMère de KAMOTO ^Principal(carrière de MUSONOÏ).

0



L'exploitation de ce gisement avait commencé en 1954 par les travaux de carrière. En 1959,

après avoir atteint la profondeur limite d'exploitabilité en carrière, 165m, on entreprit le fonçage des puits. Mais ce n'est qu'en 1972 que l'infrastructure de la mine s'était achevée et qu'avait débuté l'extraction du minerai avec la mise en service du puits V.

L'exploitation de la mine est actuellement fortement mécanisée, ce qui a conduit au creusement des galeries de 6m de largeur et de 5m de hauteur, réalisées au regard du gabarit

Le tableau suivant reprend les grandes dates de l'histoire de KAMOTO

1942		Début découverture de KAMOTO Principal	1948
Début de l'exploitation à ciel ouvert		1959
		1969
Début de l'exploitation minière en souterrain par le SLC IFI (153000 Tonnes de minerai extraites)		1972
Mise en service de la chaine d'extraction		1974
La production se situe au dessus de 2500000 TS		1989
Production annuelle maximale de la mine 3290000 TS		1990
Production mensuelle maximale de la mine 341 540 TS		1990
Effondrement de la mine		1993
Troubles sociopolitiques : réduction des effectifs de moitie (2166 à 1063)		2003
Réduction des effectifs par l'opération de départ volontaire		2003
Rdu du du II de lt upture câble contrepoids puits au mois juile
		2005
Remise en service puits II (mois d'aout)		2006
Partenariat KOL (1^er Juillet)		2010
Partenariat KCC (KOL + DCP)

Tableau 1. Historique de KAMOTO



Mine souterraine de Kamoto

Chapitre 2. CADRE GEOLOGIQUE

L'étude bibliographique sur les formations géologiques du Katanga montre que celles-ci sont reparties en :

· formations plissées et métamorphiques du Précambrien à la base ;

· formations phanérozoïques tabulaires au sommet.

2.1. LES FORMATIONS PRECAMBRIENNES

Les formations qui appartiennent au Précambrien, comprennent de haut en bas :

· Le Katanguien ;

· Le Kibarien : ensemble de métasédiments très épais (10 000 m), plus ou moins métamorphiques, recoupés par des granites accompagnés de pegmatites minéralisées en cassitérite, columbo-tantalite et wolframite

· Le Complexe de base : socle granito-gneissique métamorphique plissé et affecté par une activité de type magmatique.

Les deux dernières formations ne feront pas l'objet d'un développement.

2.1.1. Le 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 du 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.

La subdivision du Katanguien se présente de haut en bas comme suit :

· Le Groupe de Kundelungu ;

· Le Groupe de Nguba ;



Mine souterraine de Kamoto


· Le Groupe de Roan.

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

Le Groupe de Roan

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 de dépôts des dolomies parfois construites par des algues et des psammites dolomitiques souvent charbonneux, indiquant que les sédiments qui les 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 haut en bas comme suit :

1. 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 R4.1 varie entre 200 et 300m.

2. Le sous-groupe de Dipéta ou R3

Ce sous-groupe contenant des formations incompétentes comporte les formations suivantes :

o R3.3. regroupant des dolomies talqueuses à nodules siliceux, des shales talqueux et des grès ;

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

o R3.1. comprenant des dolomies gréseuses et talqueuses roses claires à oolithes et stromatolithes ainsi que des argiles gris violets (épaisseur 150m).

3. Le sous-groupe des mines ou R2

C'est le Sous-groupe le mieux connu, il recèle les principaux gisements cuprocobaltifères 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 de François à laquelle tout le monde se réfère. Le tableau 2 présente la subdivision de ce sous-groupe.

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

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

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

o Il se trouve normalement sous les corps minéralisés, au-delà desquels on évite généralement de poursuivre les sondages

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



Mine souterraine de Kamoto



Mine souterraine de Kamoto



Mine souterraine de Kamoto

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



Tableau 2. Lithostratigraphie du Katanguien d'apr~s François 1973, Modifié par CAILTEUX et A
2005 (BOKWALA, 2009)

2.2. LES FORMATIONS PHANEROZOÏQUES TABULAIRES

Les sédiments de formations phanérozoïques se sont déposés au cours de la période calme
orogénique qui a suivi le plissement Katanguien. De bas en haut, ces sédiments forment le
système de Lukuga d'cge paléo protérozoïque, le système du Kalahari d'lge cénozoïque et les

alluvions récentes d'ge quaternaire.

2.3. TECTONIQUE DU KATANGA 2.3.1. Généralités

La zone du Katanga méridional a été affectée par trois cycles d'orogenèses successives. Un premier cycle affectant le système antékibarien, un second cycle, le système kibarien, qui s'est manifesté immédiatement en bordure du système antékibarien et un troisième cycle kundelunguien (ou lufilien).

L'orogenèse lufilienne est la plus jeune des trois. Les terrains du Katanga ont subi les effets intenses de cette orogenèse qui s'est déroulée en plusieurs épisodes échelonnés entre 600 et 500Ma que François¹ appelle phase kolwezienne, phase kundelunguienne et phase monwezienne.

Il est à noter que le Katanga a subi dans sa moitié sud un plissement très fort, les dépôts ont été faillés, divers volumes ont été poussés et ont chevauché les autres. Ces structures ont la forme d'un arc plissé de concavité tournée vers le sud d'où est venue la poussée orogénique. Suite à cette orogenèse, le Katanguien se trouve divisé en deux régions bien distinctes :

· Le Nord Katanga qui a été plissé en anticlinal,

· Le Sud Katanga qui a été le siège d'une tectonique intense.

2.3.2. Structures tectoniques régionales

Au Sud du Katanga, le Katanguien s'est plissé sous forme d'un grand arc dont la concavité est tournée vers le Sud. Le Roan est remonté de la profondeur et a été extrudé sur le Kundelungu. Il a été plissé, chevauché, voire charrié, puis disloqué en plusieurs méga fragments de dimensions variables (écailles).

On distingue dans cette région trois secteurs aux effets tectoniques inégaux :

· Le secteur Sud-Est : la tectonique y est simple et caractérisée par des anticlinaux complets (anticlinaux de Mokambo, de Ruashi, de Lupoto, de Kipushi, ).

¹ Auteur de l'étude litho-stratigraphique du R2 considérée comme étude référence.

· Le secteur centre : la tectonique y est chevauchante, les anticlinaux sont faillés et les plis déversés vers le sud. Il s'agit des régions de Likasi, de Shinkolobwe, de Kambove et de Fungurume ;

· Le secteur Ouest : la tectonique y est chevauchante et se termine par un charriage si bien que le Roan surmonte tectoniquement le Kundelungu. C'est le secteur de Kolwezi qui présente une structure complexe et faillée.



IMAGE 2. Allure des failles de l'arc lufilien autour de la région de Kolwezi et le secteur de
Kolwezi, (b) orientation Nord-Sud des mouvements tectoniques au niveau de Kolwezi
(KAMPUNZU et Al, 1999).

2.3.3. Structures tectoniques locales

A l'échelle de KAMOTO-Principal, l'architecture du gisement permet de distinguer plusieurs phénomènes et déformations simultanées :

· Le gisement est incurvé sous la forme d'une vaste cuvette synclinale déversée vers le Nord et dont le flanc Sud est conservé. La déformation arquée est amplifiée au flanc Sud-Est, il en résulte mécaniquement, des réseaux de fractures qui découpent le gisement en plusieurs portions ;

· Les zones situées au coeur du synclinal sont sollicitées par une tectonique cassante. Elle provoque des décrochements métriques avec des ouvertures latérales.

Avec l'approfondissement ce gisement connaît des variations successives de pendage, il plonge en direction Nord sous forme d'un dressant et s'étend d'Est à l'Ouest en une plateure d'environ 1300X1500 m. L'épaisseur moyenne du gisement est d'environ 43 m pour une profondeur estimée à plus ou moins 600 m (voir le croquis du gisement en annexe).





Mine souterraine de Kamoto

IMAGE 3. Formation du lambeau de Kolwezi : extrusion du Roan sur le Kundelungu plus jeune sous
forme d'une méga br4che. Encadré en tirets l'emplacement des gisements de KAMOTO-Principal et
Etang (François, 1973).

2.4. MINERALISATION

Au Katanga, il existe des gîtes aurifères, stannifères, cobaltifères, uranifères et cuprifères qui sont étroitement liés aux divers cycles orogéniques.

La minéralisation aurifère se situe dans la partie supérieure du système antékibarien, alors que la minéralisation stannifère est liée à l'orogenèse kibarienne affectant les couches inférieures du système des Kibara. Elle se trouve surtout là oil les couches kibariennes ont une grande épaisseur.

Pour les minéralisations cuprifères, il y a lieu d'en distinguer deux sortes :

· les minéralisations cupro-zincifères d'origine filonienne (post-lufilienne : type Kipushi)

· les minéralisations cupro-cobaltifères stratiformes et diagénétiques, liées au système de Roan (type Série des Mines).

La carte ci-après montre la ceinture cuprifère de l'Afrique centrale.





IMAGE 4. Arc lufilien ou Roan-Group situé entre le Sud-Quest de la RDC et le Nord-Est de la
ZAMBIE. À l'extrémité Nord-Quest de l'arc, (1) encadré en blanc on retrouve les grands gisements de
Kolwezi, (2) l'arc lufilien et ses gisements, (3) les gisements de ^Kolwezi



Mine souterraine de Kamoto

Chapitre 3. DESCRIPTION DU GISEMENT DE KAMOTO 3.1. GEOLOGIE LOCALE

Il existe à Kamoto deux ensembles de couches mineralisees constituant les deux corps mineralises ou orebodies qui separent les deux ecailles.

1 -2

KTO

Principal

KTO

Nord

Niv

207

N

v

3714.25

Plateure RA 3

369

^RA

^A

BOUVEAU AA

RA

iv

465

!iv

535

OBS OBI

IMAGE 5. Coupe du gisement de Kamoto-Principal au niveau du bouveau Nord. On reconnait sur la
figure, la présence des couches minéralisées (OBS en rouge) et OBI (en noir). Les points P1 et P2
représentent les puits dlextraction placés dans le mur du gisement.

Les orebodies, bien distincts, un inferieur et un superieur, sont separeWIT puissant massif algaire ou banc de stériles de 12 à 25m d'épaBMK D4RQLEppelle roche siliceuse cellulaire (RSC). Ce massif algaire est parfaitement de bonne tenue. Chaque orebody

a une epaisseur moyenne de 12 à 15m. -2

v Le gisement Kamoto est de nature sedimentaire, sa formation tient son origine dans des
⁰⁷bassins de sedimentation sous forme de boues deposees en couches plus ou moins
horizontales ou sous forme de recifs algaires. Ces couches sont grossièrement parallèles entres

Platre

elles, elles varient dans le sens vertical suivant les conditions de depot et suivant la

O R

profondeur du bassin. Les variations de depôt ont constitue des lits de roches de natures differentes avec entre eux des joints de stratification ou de discontinuite. Les boues ont ^eteenfouies dans le bassin de sédimentation et soumises à des pressions d'où elles ont été solidifiees.

309900

En profondeur, ces terrains sont generalement dolomitiques, il existe cependant des zones alterees le long des cassures et des failles.

Les elements constituant les roches dolomitiques sont principalement le quartz, les phyllithes
(micas, chlorite etc.) qui sont insolubles et la dolomite qui elle, reste soluble. Dans les zones



Mine souterraine de Kamoto

altérées, souvent proches de la surface, la dolomite est dissoute, et les roches deviennent siliceuses et argileuse. La dolomite, le quartz et les phyllithes forment la gangue du gisement. Certaines couches en plus des éléments de la gangue peuvent contenir du cuivre et du cobalt à des pourcentages sporadiquement spécifiques et constants. En faciès dolomitiques, les minéraux qui se présentent généralement sous forme de sulfures de Cu et Co, peuvent se transformer en partie en oxydes de cuivre et de cobalt.

EPcmt" ^+gise-	Log stratigraphique	Forma tions	Composition	Cu Cu %	Co %		Epaisseur	Toit
	SD 2b	Schistes dolomitiques a collénias			1,5 m
	SD 2a	Schistes graphiteux finement stratifies et diaclasés			4 m
	SD lb	Dolomies massives diaclasées en gros blocs			2,5 m
	BOMZ	Dolomies stratiformes en bancs diaclasés			3-4 m
	SD la	Dolomies et schistes dolomitiques en bancs	2,3	0,67	4 m
	SD 1	Schistes argilo- dolomitiques et schistes argilo diaclasés	7,3	0,51	10 m
		Comtion Stériles dolomitiques siliceuses massives , Brechiformes et			15 m
							OBI
	strat	n bancs stratifiées	4	0,1	5 m
	D.stat.	siliceuses en bancs diaclasées omitiquesDolomies en	3,8	0,15	3 m
RAT lilbs	Gres dolomitiq2e3 diacla,6s				1,5 m

Tableau 3. Unités lithologiques, colonne stratigraphique des formations du Roan à Kamoto, épaisseur m

dia

des couches, teneur moyenne en cuivre et cobalt (Placet et Johnson, 1984, modifié).

3.2. LES MINERAUX DE KAMOTO

La minéralisation cupro-cobaltifère de la mine de Kamoto est strictement localisée dans les deux orebodies sous forme sulfurée. Le cuivre et le cobalt sont finement disséminés dans la roche, principalement sous forme de chalcosine et de carrolite.

La minéralisation s'appauvrit dans les horizons dolomitiques où la teneur en dolomite est

Dom is b

élevée. C'est le cas pour les D.Strat, RSF dolomitiques et les bomz~tres. Par contre les roches

D.stat. 3,8 0,15 3 m

diacasées



Mine souterraine de Kamoto

bien stratifiées oil existent de nombreuses alternances de strates possèdent une bonne minéralisation, cette constatation est bien nette dans les RSF siliceuses et les shales de base argilo dolomitiques (voir en annexe la coupe transversale des orebodies).

Les principaux minéraux sulfurés rencontrés dans les orebodies de la mine de Kamoto sont :

· La chalcosine : sulfure de cuivre Cu2S (Cu 79.85%, S 20.15%, couleur gris plomb, la pointe d'un couteau lui laisse une trace brillante)

· La bornite : double sulfure de cuivre et de fer Cu5FeS4 (Cu 63.31%, Fe 11.13%, S 25.56%, couleur rouge foncé en cassure fraîche, bleuté lorsqu'elle est couverte d'un enduit). La bornite se rencontre sporadiquement associée à la chalcosine.

· La carrolite : double sulfure de cobalt et cuivre CuCo2S4 (Cu 0.52%, Co 38.06%, S 41.42%, couleur blanc argenté)

· La chalcopyrite : double sulfure de cuivre et fer CuFeS2 (Cu 34.60%, Fe 30.40%, S 35.00%, couleur laiton). La chalcopyrite apparait sporadiquement dans les orebodies, elle est surtout localisée dans le BOMZ et les shales graphiteux du toit.

3.3. HYDROGEOLOGIE

Les études hydrogéologiques antérieures, réalisées dans le cadre de l'exploitation du gisement montrent que, celui-ci est entouré d'un écran imperméable composé de couches CMN à grains fins, situé entre les niveaux 100 et 150 m qui isole le gisement des nappes et des eaux d'infiltration². Mais, les structures tectoniques cassantes et les réseaux de failles ouvertes favorisent la circulation des eaux en profondeur. Sur le site de Kamoto, les forages géologiques réalisés par la Gécamines³ ont mis en évidence la présence des cinq nappes ; la nappe de KOV, la nappe de Kamoto Sud-Est, la nappe de Kamoto-Etang à l'Ouest, la nappe de KABULUNGU, l'aquifère au toit CMN.

Les études hydrogéologiques réalisées par le service géologique de Kamoto en 1984 ont montré que parmi ces cinq nappes, celle de KOV est la plus grande pourvoyeuse en eau à l'exhaure de la mine, son débit représente à peu près 45% de l'ensemble des venues d'eau de la mine estimées à plus ou moins 2 000 00 m³ /an. Les venues d'eau proviennent essentiellement du toit du gisement. Elles ont doublé depuis 1990, ce qui porte à croire que l'écran dolomitique a été percé par les effondrements de la plateure.

² Bartholomé et al. 1972.

3

Kamoto-Géo-exhaure, 1995



Mine souterraine de Kamoto

3.4. RESERVES GEOLOGIQUES DE KAMOTO

Classification	Zone	Mt	%T Cu		%T Co	Mesurées
1	7,0	4,63	0,61
	0,9	4,32	0,31
	3,0	4,91	0,46
	0,5	5,02	0,24
	3,3	5,14	0,39
	1,8	5,74	0,36
	0,1	5,65	0,16
	1,1	5,44	0,44
	1,1	5,85	0,31
	0,1	4,84	0,66
	2,6	2,85	0,61
	11,5	4,05	0,76
	33,0	4,50	0,58		Indiquées
1	3,9	5,35	0,82
	1,9	4,79	0,59
	2,4	5,62	0,5
	1,6	5,27	0,35
	1,8	6,03	0,45
	2,1	6,02	0,27
	7,2	5,65	0,31
	0,5	4,16	0,39
	0,5	5,64	0,3
	0,8	5,14	0,69
	4,4	3,21	0,7
	8,7	3,28	0,89
	35,7	4,69	0,60		Total mesurées et indiquées
1	10,9	4,89	0,69
	2,8	4,64	0,5
	5,4	5,22	0,48
	2,1	5,21	0,32
	5,1	5,45	0,41
	4,0	5,89	0,31
	7,2	5,65	0,31
	1,6	5,05	0,42
	1,6	5,78	0,31
	0,9	5,11	0,69
	7,0	3,08	0,67
	20,2	3,72	0,82
	68,7	4,60	0,59		Inférées
1	1,8	4,52	0,83
	1,0	4,44	0,69
	0,1	5,76	0,52
	1,3	4,74	0,41
	0,0	5,71	0,7
	6,5	5,45	0,55
	10,6	5,22	0,53

Tableau 4. Ressources minérales de KTO par zone (SRK technical report 2006)
La subdivision de KTO Principal en zones est IBXASI MM 0 $ * ( II, au point 3.5 du travail.



Mine souterraine de Kamoto

3.5. ELEMENTS GEOTECHNIQUES DE KAMOTO

Caractéristiques géotechniques et critères de reconnaissance macroscopiques des roches.

Couche	formation	Puissance m	Caractéristiques	Teneur %		Résistances Kg/cm^2		Densité T/m^3		RQD
				Co	Compr^4	Trac^5
Brèche RAT grise	0.5	Couleur gris vert Ecrasé, rubannage grossier	2.06	0.24	_	_	_	31 ~ 47
	1.5 à 2	Microgrès, massive Couleur gris vert	4.43	0.63	_	_	_
	4 à 4.5	Gris noir Stratifiée grossièrement Présence de niveau cherteux et nodules	3.82	0.45	2073	106	2.83
	5	Mieux litées, structure feuilletée et ondulée Couleur gris clair	4.30	0.11	1307	127	2.66
	1	Massive, sans litage, présence de tâches noires	6.58	0.14	_	_	_
SD1a argilo-dolo	5 à 6	Présence de petits nodules aplatis, couleur lit gris bleuté	7.36	0.51	1360	114	2.87	39 ~ 56
	1 à 2	Teinte gris clair, stratifié en grand banc	2.36	0.57	_	_	_
	3 à 4	Couleur gris clair, stratifié en petit banc	2.36	0.73	1828	102
RAT lilas		Couleur rose ou violacée, massive et fracturée, présence de l'oligiste	_	_	398	48	2.73	30 ~ 70
	2 à 2.5	Massif, gris noir, présence de chalcopyrite	0.76	0.3	1815	77	2.87	39 ~ 56
	4	Couleur noire finement litée, présence de chalcopyrite, tachent les doigts, se débitent en dalles	0.5	_	13.31	89	2.85
	6.5	Teinte gris clair, présence de colenia	_	_	1452	84	8.84
	15 à 17	Massive, sans litage	_	_	863	54	2.54	41 ~ 78

Tableau 5. Caractéristiques géomécaniques des roches de KTO (Kamoto et son Gisement)

⁴ Compression

⁵ Traction



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3.6. APERÇU DE LA ZONE 1 DE KAMOTO

La Zone 1 de Kamoto fait partie de KAMOTO principale dont elle est l'une des principales zones en exploitation. KAMOTO principal est un synclinal au pendage tourné vers le Nord et limité :

· A l'Est par KTO Est

· A l'Ouest par KTO Etang

· Au Nord par KTO Nord

· Au Sud par KTO Sud et KABULUNGU

KAMOTO Principal est subdivisé en 9 zones qui sont définies selon leur pendage et leurs situations géographiques. Ces 9 zones sont essentiellement de 3 catégories ;

· Les plateures : presque horizontaux (0° à 12°)

· Les semi-dressants : entre 13° et 45° par rapport à l'horizontale

· Les dressants : presque verticaux (pendage supérieur à 45°)

0

Z2

.

Z4 -- T

Z3

Na

Z5

1 I

^1

i.0.000s

El

s.

Zone effondree ..0000s

Z8 ,0 0,000.r

.§ 1 'A 1

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'A i 1

Z7 795000 T

Z9

'...°T

ti r .!

Eepuile

D5 321.000 T

Ecailles dZ Ka53 000 T Principal et Etang Definition des zones et reserves geologiques au 01/01/2005. Ech : 1/ 10000

IMAGE 6. Subdivision du gisement de KAMOTO-Principal en zones d'exploitation (Zone 1 encerclé

en traits discontinus)



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Les 9 zones de KTO principal telles que catégorisées ci-haut sont :

· Zone 1 : à l'extr~me Ouest, elle est actuellement en exploitation, semi-dressant. C'est la zone concernée par notre travail.

· Zone 2 : au Nord de la zone 1, cette dernière est encore vierge ; semi-dressant.

· Zone 3 : au Nord, pas exploitée, c'est une plateure.

· Zone 4 : au Nord de la zone 3, zone vierge, semi-dressant.

· Zone 5 : à coté de la zone effondrée, actuellement en exploitation, c'est une plateure.

· Zone 6 : au sud-ouest, actuellement en exploitation, semi-dressant

· Zone 7 : à l'Est de la zone 6 et sud de la zone effondrée, zone non exploitée, semidressant.

· Zone 8 : à l'Est, zone non exploitée et souvent noyée, plateure.

· Zone 9 : à l'Est, zone souvent noyée, dressant.



IMAGE 7. Aperçu de la zone 1, niveau 460, avec les zones environnantes en exploitation.



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@ISEllEEIU DE lEallEDVCD

Sommaire

Références

Chapitre 4. THEORIE SUR LE CHOIX DES METHODES D'EXPLOITATION 4.1. PROPRIETES INFLUENÇANT LA METHODE D'EXTRACTION 37 4.2. PRINCIPE DE SELECTION D'UNE METHODE D'EXPLOITATION RATIONNELLE 4.3. SELECTION DE METHODES TECHNIQUEMENT APPLICABLES 4.3.1. Sélection par la méthode MMS UBC ® 4.3.2. Thèses préconisant le CAF et le SLC			[1] [5] [11]			Chapitre 5. LES METHODES
[3][6]		[10][12]		[13]	D'EXPLOITATION DE KAMOTO
[21]		[22][23]		[26]

5.1. L'EXPLOITATION PAR CHAMBRES ET PILIERS

5.2. L'EXPLOITATION PAR FOUDROYAGE DE BLOCS (LE BLOC CAVING)

5.3. L'EXPLOITATION PAR SOUS

NIVEAUX FOUDROYES (SLC)

5.4. L'EXPLOITATION PAR TRANCHES MONTANTES REMBLAYEES (CAF)

5.4.1. CAF transversal

5.4.2. CAF longitudinal



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Chapitre 4. THEORIE SUR LE CHOIX DES METHODES D'EXPLOITATION

4.1. PROPRIETES INFLUENÇANT LA METHODE D'EXTRACTION

Une méthode d'extraction consiste en une séquence d'opérations de l'unité de production exécutées répétitivement dans et autour d'un bloc de production au sein duquel le gisement est subdivisé. Les opérations d'ébranlement, d'extraction et de transport du minerai sont communes à toutes les méthodes d'extraction, alors que d'autres opérations peuvent être spécifiques à une méthode particulière.

Les différentes techniques d'exploitation utilisées dans les diverses méthodes sont le résultat des différences géométriques, géomécaniques et géologiques des gisements. D'autres facteurs tels que la technologie et les questions sociales peuvent également être impliqués. Dans le présent travail, seulement les propriétés géométriques et physicomécaniques aisément définissables sont considérées.

4.1.1. La configuration géométrique du gisement

Cette propriété définit les dimensions et la forme relatives d'un gisement. On la lie à l'origine géologique du dépôt. Les gisements décrits comme des filons, placers ou dépôts stratiformes sont d'origine sédimentaire et toujours étendu dans deux dimensions. Les veines, les lentilles et les lobes sont également généralement étendus dans deux dimensions, et habituellement formés par mise en place hydrothermale ou processus métamorphiques. Dans les dépôts massifs, la forme du gisement est plus régulière. Les gisements de cuivre porphyriques sont typiquement de cette catégorie.

La configuration du gisement et son origine géologique influencent la réponse de la masse rocheuse au minage, le plus évidemment par des effets géométriques directs. D'autres effets, tels qu'une altération locale de la lithologie peuvent imposer des modes particuliers du comportement du massif rocheux.

4.1.2. La disposition et orientation du gisement

Il s'agit ici de propriétés purement géométriques d'un gisement, telles que la surface qu'elle occupe en profondeur, son inclinaison et l'agencement de ses fragments. La conformation décrit la forme et la continuité de la minéralisation, déterminées par l'histoire de la mise en place du dépôt, telle que des épisodes de glissement et plissement. Par exemple, les méthodes destinées à un environnement fortement faillé exigeront une méthode flexible et sélective dans l'abattage, de manière à s'adapter à des changements brusques de la distribution spatiale du minerai.



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4.1.3. Taille

Les dimensions d'un gisement de minerai sont importantes en déterminant une méthode d'extraction appropriée. Pour un large dépôt géométriquement régulier on peut utiliser une méthode mécanisée d'extraction, telle que le bloc caving. Un petit dépôt du même type de minerai peut exiger une exploitation sélective pour que l'opération soit profitable.

Il y a également une interdépendance entre la taille du gisement et les autres propriétés géométriques de la configuration et de la disposition, dans leur effet sur la méthode d'extraction.

4.1.4. Structure géomécanique

La réponse d'un massif rocheux à une méthode d'extraction dépend de la constitution géomécanique et structurale des roches des orebodies et celle des roches encaissantes. Les propriétés physiques des roches incluent la dureté, les caractéristiques de déformation (telles que l'élasticité, la plasticité, les propriétés de fluage) et les caractéristiques d'altération. Le comportement du massif rocheux est déterminé par les propriétés géométriques et mécaniques de l'ensemble des joints, défauts, zones de cisaillement et autres discontinuités pénétratives. L'état de contrainte avant abattage est également un paramètre important.

En plus des variables géomécaniques conventionnelles, un certain nombre d'autres propriétés peuvent influencer l'extraction des roches. Les propriétés chimiques défavorables d'un minerai peuvent exclure les méthodes d'abatage en bloc, qui exigent généralement l'inertie chimique. Par exemple, une tendance à recimenter, par une certaine action chimique, peut réduire la mobilité de minerai et défavoriser les méthodes moins sélectives.

De même, puisque l'air imprègne le milieu d'extraction, un minerai de sulfure sujet à l'oxydation rapide peut créer des conditions difficiles de ventilation sur le lieu de travail, en plus d'être soumis lui-même à une dégradation des propriétés mécaniques.

D'autres propriétés plus subtiles de minerai à noter sont les propriétés abrasives et comminutives du matériel. Celles-ci déterminent le comportement de la roche durant le forage pour l'abattage, son aptitude à se dégrader et fragmenter en dimension particulaire pendant l'extraction, due aux processus de meulage autogène. Un potentiel élevé de morcellement, avec génération excessive de particules fines, peut influencer la conception de l'infrastructure minière dans une opération d'extraction ainsi que la disposition et la gestion des moyens de transport dans une opération d'abattage.



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4.1.5. Valeur de la minéralisation et distribution spatiale de teneurs

La valeur monétaire d'un gisement de minerai et la variation de teneurs à travers ce gisement déterminent la stratégie d'extraction et son mode opératoire. Les paramètres critiques sont la teneur moyenne, les diverses teneurs de coupure, et distribution spatiale de teneurs.

Le premier paramètre définit la taille et la valeur monétaire du dépôt pendant que les cours fluctuent. Il indique également le degré de flexibilité exigé dans la méthode choisie pour exploiter le gisement, puisqu'il est nécessaire de couvrir le coût de production avec une marge de sécurité, en réponse aux états changeants du marché. L'importance de la dilution due aux injections, à cause par exemple des failles locales dans le mur du gisement, qui s'incorporent dans le minerai extrait, est lié à la valeur par poids spécifique de minerai. En particulier, quelques méthodes d'extraction sont enclines à la dilution, et le minerai marginal peut devenir non rentable si extrait par ces méthodes.

La distribution de teneur dans un gisement peut être uniforme, changeant uniformément, ou irrégulière. Le souci ici avec l'applicabilité des méthodes d'extraction, telles que le caving ou le sublevel stoping, est le besoin de récupération complète et fortement sélective des domaines à haute teneur dans une zone minéralisée. Là oil la teneur varie d'une certaine manière régulière dans un gisement de minerai, la condition évidente est de concevoir une stratégie d'extraction qui assure la récupération des domaines de haute teneur, mais permet l'exploitation flexible des domaines de basse teneur.

4.1.6. Impact de la technologie minière sur son environnement

L'interaction des mines avec l'environnement externe implique des effets sur l'écoulement local d'eaux souterraines, les changements dans la composition chimique des eaux souterraines, et les changements possibles de la topographie extérieure par affaissement. Les différentes méthodes d'extraction agissent différemment sur l'environnement externe. En général, les méthodes à foudroyage ont un impact plus prononcé sur l'environnement externe des mines, par des effets d'affaissement, que des méthodes à soutènement. Dans le dernier cas, il est fréquemment possible de ne causer aucune perturbation ou rupture évidente en surface et d'atténuer le problème extérieur de disposition de rebut par mise en place de remblais dans les vides crées par l'exploitation.

4.2. PRINCIPE DE SELECTION D'UNE METHODE D'EXPLOITATION RATIONNELLE

Chaque mine constitue un cas particulier. Les installations et les méthodes d'exploitation sont
dictées par la nature et les caractéristiques du gisement, la situation géographique, les



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conditions géologiques ainsi que par des considérations d'ordre économique telles que les marchés existants et les possibilités de financement.

Les principales conditions qui dictent le choix d'une méthode d'exploitation en mines souterraines sont généralement :

· La forme du gîte : filon, couche, lentille, amas

· Dimensions du gîte : puissance, étendue, profondeur

· L'angle de pendage ou l'inclinaison

· Les propriétés physico mécanique et chimiques du minerai et de
(dureté, tenue, structure du massif, composition minéralogique)

· Répartition des teneurs à travers le volume du gisement.

L'efficacité d'une exploitation souterraine est fonction de la méthode de dépilage que l'on utilise dans la partie principale de la zone minéralisée. De son choix dépend la sécurité des
travaux ainsi que le prix de revient d'une tonne de minerai et ses pertes. De ce fait, une méthode d'exploitation rationnelle doit satisfaire aux exigences suivantes :

· Sécurité des travaux

· Extraction maximum de minerai

· Volume minimum des travaux préparatoires

· Prix de revient minimal ou maximal des produits

· Pertes minimales de minerai en qualité et quantité

Dans le cas où plusieurs méthodes semblent techniquement possibles d'après les conditions naturelles, c'est principalement l'étude comparative de ces méthodes qui amènera à un choix valable.

Le choix d'une méthode d'exploitation se fait généralement en deux étapes

Première étape : Elle consiste à établir pratiquement un groupe de méthodes d'exploitations applicables aux conditions dont on dispose. On prend d'abord en considération quatre facteurs déterminants à savoir la tenue du terrain, l'angle de pendage, la puissance du gîte et la dureté de la roche

a. Le caractère de la tenue du terrain

Il détermine le procédé du soutènement artificiel et du traitement définitif des vides crées par l'exploitation, il détermine aussi la sécurité des travaux.

b. angle de pendage

Cet angle détermine son mode d'évacuation des minerais abattu à l'intérieur d'un panneau (par gravité ou par des moyens mécanique).

c.



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La puissance du gisement

Elle exerce une influence considérable sur l'ordre de prise de minerai ; en un seul lot ou par plusieurs passes d'abattages, par l'exploitation globale ou sélective.

d. La dureté des roches

Elle détermine l'efficacité des travaux d'abattage (usure des taillants, nombre des trous de mine, quantité d'explosifs~).

Le choix des méthodes d'exploitation d'après la nature du gisement étant fait, on procède à l'étude et à la comparaison des méthodes dans leurs variantes en vue de trouver la plus rationnelle compte tenu des impératifs cotés ci #177; haut.

Pratiquement le choix se fait par mode d'exclusion (élimination). Ce mode consiste d'abord à envisager la possibilité d'emploi de toutes les méthodes d'exploitation connues avant d'éliminer progressivement les méthodes ou le groupe des méthodes ne respectant pas les impératifs des quatre facteurs déterminants. Il ne reste habituellement qu'une méthode ou bien plus rarement deux ou trois méthodes, pour les études bien détaillées.

Deuxième étape : Elle consiste à choisir entre les méthodes d'exploitation techniquement possibles, une méthode plus rationnelle. Ce choix se fonde sur les indices principaux d'exploitation obtenus après analyse des différentes alternatives. Ces indices peuvent être :

· Le rendement du chantier.

· Le prix de revient de la tonne de minerai.

· Le volume d'ouvrages préparatoires par rapport aux tonnes de minerai recouvrables.

· Les frais d'exploitation supplémentaires dus au transport et traitement de minerai.

4.3. SELECTION DE METHODES TECHNIQUEMENT APPLICABLES 4.3.1. Sélection par la méthode MMS UBC

Le logiciel Mine Method Selection UBC⁶ permet de trouver les méthodes potentiellement utilisables pour exploiter un gisement donné sur base des descriptions géomécanique et géométrique de l'encaissant ainsi que du gisement.

L'approche UBC Mine method selection est une version modifiée de l'algorithme de Nicholas. Son objectif est de permettre l'évaluation préliminaire des méthodes potentielles basées sur un nombre fini de paramètres physiques qui peuvent être raisonnablement bien définis. L'algorithme affecte alors une cote à chaque paramètre selon qu'il est préféré ou non pour chaque méthode d'exploitation. Les méthodes les mieux cotées sont celles que l'algorithme proposera comme méthodes potentiellement adaptées.

⁶ University of British Columbia



Mine souterraine de Kamoto

Avec des données moyennes prises dans les plages proposées par le logiciel mais de manière à respecter la caractérisation de la Zone 1 donnée dans la documentation disponible, la sélection de méthodes par MMS pour la zone 1 de Kamoto nous donne le résultat suivant :



IMAGE 8. Interface montrant les données introduites et le résultat de la sélection des méthodes par
MMS UBC

4.3.2. Thèses préconisant le CAF et le SLC

Le sublevel stoping bien que mieux coté que le sublevel caving, est estimé moins potentiellement applicable pour les raisons suivantes :

o La lourdeur des investissements requis dans l'industrie minière et son caractère risqué IP SCEINXt INil est d'une extrême importance de prendre le moins de risques possibles dans les études de préfaisabilité. On procède au départ par analogie avec les exploitations existantes de même nature dans les mêmes conditions. Ce qui se révèle être un avantage pour le SLC car déjà appliqué non seulement dans la même mine, mais aussi dans plusieurs autres mines célèbres et presque dans les mêmes conditions (. iruXI 0 iXE IGIT . $ W H11P SEXy, 16111E1110 iXI KK1 &2 H11P SIXy, DR).

o Outre cela, le sublevel stoping requiert un développement assez cher, lent et compliqué avec un coût élevé associé au développement, il exige un alignement soigneux de forages (déviation inferieure à 2% !) et peut engendrer des vibrations excessives pouvant conduire à des dommages structuraux ou environnementaux.



Mine souterraine de Kamoto

Il est toutefois à noter que pour appliquer le SLC dans la zone 1, il faudra étudier minutieusement le fait que la zone 1 de Kamoto n'a pas de contact avec la surface ou une quelconque carrière. Ce qui enlève au SLC son avantage d'être remblayé avec le stérile des carrières. La solution dans ce cas serait d'ouvrir par foudroyage au dessus de la zone si la hauteur et la tenue des roches surplombantes le permettent, ou soit apporter le stérile de remblayage, ce qui augmenterait considérablement le coût de transport stérile.



Mine souterraine de Kamoto

Chapitre 5. LES METHODES D'EXPLOITATION DE KAMOTO

Ce chapitre reprend toutes les méthodes que Kamoto a utilisé jusqu'à ce jour. Ces méthodes sont le RAP et le Bloc Caving que nous expliquons succinctement ainsi que le SLC et le CAF qui seront exposés un peu plus en détails car faisant l'objet de notre études.

Mine de Kamoto



IMAGE 9. Croquis des méthodes d'exploitation de Kamoto



Mine souterraine de Kamoto



5.1. L'EXPLOITATION PAR CHAMBRES ET PILIERS

Cette méthode s'applique aux formations dont le pendage, nul à modéré, ne dépasse pas 20°. L'abattage du minerai se fait par tir de mines horizontales, en avançant sur plusieurs fronts et en formant des vides (chambres) separes par des piliers de minerai laisses en place pour emprcher le toit de s'effondrer. On obtient ainsi d'ordinaire un quadrillage régulier de chambres et de piliers dont les dimensions relatives representent un compromis entre deux imperatifs : assurer la stabilite du massif rocheux et recuperer la plus grande part possible du minerai. Cela implique une etude approfondie de la resistance des piliers, de la portee de la couche superieure et d'autres facteurs encore. Les chambres servent de voies de roulage pour le transport par camions du minerai vers le silo de stockage.

Les gisements puissants sont exploites en partant du haut, pour que les travaux de stabilisation du toit puissent être executes à une hauteur commode pour les mineurs. Le reste est abattu par tranches horizontales, au moyen de tirs de mines horizontaux parallèles à la surface libre. Les materiaux abattus sont charges dans des camions sur le chantier. Habituellement, on utilise pour cette operation des chargeuses et des camions à benne basculante ordinaires. Pour les galeries de faible hauteur, il existe des chargeuses et des camions speciaux.

A Kamoto particulièrement, un reseau de galeries dites « pilotes » est trace au toit de chaque couche et élargie de part et d'autres de la direction de 7,5m. Ces galeries ont une hauteur normale de 5m. Ensuite une galerie défoncée jusqu'au mur de la couche donne accès à l'entrée des chambres ouvertes alors par un minage en gradin communement appele « Relevage ».

Etapes du RAP

Etape 1 : Etape 2 :

Traçage de galeries pilotes Elargissement des drifts à 15m et soutènement

des parements.



Mine souterraine de Kamoto

Etape 3 : Exploitation, avec minage en gradins progressif de drifts à largeur de 15 m (relevage)



Mine souterraine de Kamoto

IMAGE 10. Etapes du RAP

5.2. L'EXPLOITATION PAR FOUDROYAGE DE BLOCS (LE BLOC CAVING)

C'est une méthode de foudroyage en masse. Elle a débuté en juillet 1992 au niveau 265/ Incliné 11. Elle a également été expérimentée en couche supérieure de la zone altérée de l'étang. Actuellement elle n'est pas utilisée.

Le foudroyage de blocs est une méthode d'exploitation à grande échelle, qui convient aux massifs de grandes dimensions dans chaque direction, d'un volume de l'ordre de 100 millions de tonnes et aptes à la désagrégation. On peut extraire, d'une mine exploitée par cette méthode, de 10 à 30 millions de tonnes de minerai par année. Les conditions d'application de la méthode en limitent l'utilisation à quelques gisements dans le monde.

Le foudroyage est provoqué en pratiquant une saignée horizontale à la base du bloc. Des forces tectoniques naturelles considérables créent dans le massif des tensions qui provoquent la dislocation des blocs en fragments de taille permettant leur passage vers les points de soutirage. Souvent cependant, les mineurs doivent intervenir pour morceler les fragments trop gros.

L'exploitation par foudroyage de blocs nécessite une planification à long terme et des travaux préparatoires importants, comprenant le traçage d'un réseau complexe de voies sous le bloc à extraire. Les travaux varient d'une mine à une autre, mais comprennent généralement le souscavage du bloc, le découpage de la base en entonnoirs, le creusement de cheminées pour la descente du minerai aux points de soutirage, l'installation de cribles pour retenir les fragments trop gros et permettre le chargement dans les berlines.

Exécuté correctement, le foudroyage de blocs est une méthode peu coûteuse et productive. La difficulté réside dans la prédiction du comportement du massif. De plus, l'envergure des travaux préparatoires crée des délais importants avant le début de la production, délais qui peuvent avoir un effet négatif sur les projections financières des investisseurs.

5.3. L'EXPLOITATION PAR SOUS NIVEAUX FOUDROYES (SLC)

L'exploitation par sous-niveaux foudroyés s'applique aux gisements moyennement à fortement pentus de grande profondeur. Le minerai doit être de nature à pouvoir être fragmenté à l'explosif en blocs maniables. La méthode entraîne l'éboulement du toit et l'affaissement des terrains de couverture.

Dans cette méthode, la foration est immédiatement suivie de la fragmentation du massif rocheux aux explosifs. Le minerai et le stérile tombent par gravité au fond de la chambre et sont évacués par des galeries situées sous le niveau exploité. L'exploitation consiste donc à abattre les stots entre niveaux. La progression de cette méthode est descendante.



"r IMAGE 11. Disposition d'extraction pour le SLC
transversal (Hamrin, 2001)

sL1MAGE 12. Schéma typique du SLC visualisé sur une
section transversale simplifiée 1-1 `et une section
longitudinale 2-2 `(brochure de l'information de LKAB,
1989).

Les travaux préparatoires sont importants. Des galeries d'accè doivent être tracées dans le gisement à intervalles verticaux assez rapprochés (de 10 à 20 m) et suivant une disposition déterminée. Celle-ci est la même à tous les sous-niveaux, sauf qu'elle est légèrement décalée d'un sous-niveau à l'autre, de sorte que les galeries d'un sous-niveau donné se trouvent entre celles du sous-niveau supérieur. Une coupe verticale montrerait une disposition en losanges, avec un espacement régulier dans le sens horizontal et dans le sens vertical. Bien que les travaux de creusement soient ici importants, il s'agit d'une opération simple qui se prête bien à la mécanisation. Le creusement simultané de plusieurs galeries à différents sous-niveaux implique une utilisation optimale du matériel.





Mine souterraine de Kamoto

Lorsque la préparation d'un sous-niveau est terminée, de longs trous de mine verticaux sont forés en éventail au plafond des galeries. La foration une fois terminée à ce sous-niveau, l'engin de foration est amené au sous-niveau inférieur.

Le tir de mines fragmente la roche, qui se disloque du toit et tombe verticalement sur le mur du sous-niveau inférieur, en laissant un front droit. Une coupe verticale telle que la section 1- 1' ci-haut montrera des chantiers en escalier, oil les travaux à chaque sous-niveau sont en avance d'une opération sur ceux du sous-niveau inférieur.

Les matériaux foudroyés renferment un mélange de minerai et de stériles. Les premiers matériaux évacués par la chargeuse sont constitués exclusivement de minerai. Au fur et à mesure que le déblocage progresse, la proportion de stériles augmente. Lorsque l'opérateur juge qu'elle est trop élevée, il passe au chantier suivant. Pendant ce temps, les boutefeux prépareront la prochaine volée.

Le foudroyage par sous-niveaux est caractérisé par un schéma régulier et des opérations répétitives (creusement de galeries, foration, chargement et bourrage de trous, tir de mines, chargement et transport du minerai) réalisées de façons indépendantes. L'exploitation se déroule en continu d'un sous-niveau à l'autre, de sorte que les équipes et le matériel travaillent avec le maximum d'efficacité. La méthode est toutefois moins sélective que les autres et le taux d'extraction du minerai n'est pas des plus élevés. Les matériaux foudroyés contiennent quelque 20 à 40% de stériles, et la perte de minerai peut varier entre 10 et 25%.

Cette méthode n'est plus d'actualité à Kamoto. Au premier niveau exploité (niveau 175), le dépilage avait permis d'abattre le minerai compris entre le toit des recoupes et le fond de la carrière.

Le dépilage commençait normalement de l'extrémité du gisement dans la couche supérieure en se déplaçant à un angle de 45° par rapport au chassage au mur (voir IMAGE 12). Il était effectué de recoupe en recoupe, en rabattant du toit vers le chassage au mur.



Mine souterraine de Kamoto



OBS

Chassage au toit

RSC

4.5m

5.5m

OBI

45

RAT



Chassage au mur

Accès au gisement

IMAGE 13. SLC ; Traçage Chantiers avec anciennes dimensions (KTO et son gisement)

A. Avantage de la méthode

Voici ci-dessous, les points particulièrement favorables au choix du sublevel caving :

o Bonne concentration des travaux

o Nombreux points de chargement o * EIQIGI-sTSRMIEKiApVIGPUP I-QATAIRQ IGI-ISIRIGuction

o Bonnes salubrité et sécurité

o Approprié à la pleine mécanisation ; la bonne tenue générale des terrains permît le creusement des galeries assez larges pour les engins miniers encombrants.

B. Inconvénients de la méthode

Les inconvénients majeurs de la méthode SLC transversal sont les suivants :

o Forte dilution lors du chargement (mélange stérile et minerai), provoquant une baisse \I-Qs1RI- IIGI-I AI-QI-ELI IG'EOP I-QA/AiRQ.

o Evacuation de stérile provenant de creusement des inclinés, des chassages au mur et des recoupes (RAT+RSC).

o Ebranlement des terrains environnants et création des contraintes induites qui déstabilisent le terrain (affaissements en surface).

o Coût de développement élevé.

8rI-VOrIBRQs RQA aP I-Qp61 iQAIRIGuILI-RI- 8rA) CI-QTEEEE, MIGRQA l'iQApr~A I-sAtIGI-LSroduire du minerai de très bonne teneur et de consommer le stérile des chantiers en traçage.

5.4. L'EXPLOITATION PAR TRANCHES MONTANTES REMBLAYEES (CAF)

/ DIP pAKRIGI-ESEI AIDQFKI-sEP RQAaQAI-sEII-P FLE pI-NEFRQviI-QA DOI-xSlRiAaAIRQ IGI- UIII-P I-QAK fortement pentus inclus dans un massif rocheux dont la stabilité est bonne à moyenne. Le minerai est abattu et déblayé par tranches horizontales prises en montant, le remblai étant mis



Mine souterraine de Kamoto

en place au fur et à mesure. Cette méthode permet de modifier les limites du chantier en cours de progression, afin d'extraire les minéralisations les plus intéressantes, laissant en place celles qui le sont moins.

L'application du CAF à la mine de Kamoto Principal est schématisé par l'IMAGE 13. Les ouvrages sont tracés à partir du mur vers le toit, les travaux d'abattage évoluent dans le sens contraire.



IMAGE 14. 115FIcoPE1lfSliFEtif1ISI1lIESSliFEtiRn1ISA1C1$) 1à 10 EPRVR. 11$ 1e11B1rIilSIFtBIPent, 1lE1illFtiR1
verticale (2-1 1It1hRUIRntEle1:1-T 1ISA1Iiil1P11t1qAi1PRVEV1leil1RATrages préparatoires, les
chantiers en production et en remblayage.

Les travaux préparatoires à l'exploitation par tranches montantes remblayées dans une mine exploitée sans rails comprennent le creusement au niveau principal d'une galerie de roulage en direction, la pratique d'une saignée à la base du gisement et la mise en place de drains en vue du remblayage hydraulique, le creusement d'un plan en spirale avec accès aux chantiers ainsi que le creusement d'une cheminée à remblai et d'aérage entre le niveau en exploitation et le niveau supérieur.

Deux variantes de cette méthode sont utilisées à Kamoto, à savoir le CAF transversal (CAFT) et le CAF longitudinal (CAFL).



Mine souterraine de Kamoto

5.4.1. CAF transversal

Kamoto a utilise deux versions pour cette variante du CAF :

o Le CAF transversal classique o Le CAF transversal retro

5.4.1.1. CAF transversal classique

Dans cette version, les recoupes de 6m x 5m partent du chassage au mur, traversent les 2 couches minéralisées et s'arr~tent au contact du bomzltre et BOMZ. Elles sont espacées entre 20 et 23m.

Les recoupes etant superposees avec celles du niveau superieur, elles sont systematiquement elargies sur les 2 niveaux à la hauteur des couches mineralisees. Pour faciliter les manoeuvres Gs engins etNT éliorer l'aérarge des chantiers, unerufente 5 S& 1^.st tracee. ⁴

Sur un mme niveau, la chambre inférieure ne pourra ~tre prise qu'après avoir exploité la
chambre adjacente de la couche superieure. Quant à celle qui est consecutive, elle ne sera

blé

prise qu'après remblayage de la chambre voisine.

¹

_onAprès minage de toute la chambre, le toit du niveau superieur est traite avec soin. Il est purge, boulonne et même gunite pour une securite optimale lors du chargement des produits.

éralisée

5.4.1.2. CAF Transversal Retro

Interclaire stérile Re

Cette méthode a vu le jour à KTO après l'écroulement de la mine en 1990. Lors de cet eboulement, la plupart des engins etaient emprisonnes dans les decombres, ce qui a occasionne le manque des machines pour creuser des ouvrage en steriles. En plus le creusement des chassages au mur dans la RAT, un terrain à predominance d'oligistes, exigeait un soutènement spécial et plus couteux. C'est ainsi que la méthode CAF retro a été

on horizontale 1-1'

adoptée. Elle consiste à ne tracer les chassages que dans du minerai. Deux chassages dont l'un est tracé au toit de l'OBS (CTS) et le second au toit de l'OBI (CTI) permettent d'attaquer directement les deux couches mineralisees.



Limite de la minéralisation

23m 23m 23m 23m 92m

?CTS et CTI

10m -- 12m

10m -- 15m

RSC

OBS

OBI

12m -- 15m



Mine souterraine de Kamoto

IMAGE 15. Schéma du CAF retro

5.4.2. CAF longitudinal

Dans ce type de CAF, les recoupes sont toujours de section normale (6m x5m) mais espacées de 50m d'axe en axe. Cette méthode s'applique sur les dressants (#177; 90°). Les recoupes traversent les deux orebodies de part en part pour s'arr~ter au contact supérieur des bomzatres et du bomz. On trace des refentes, « galerie pilote a», dans l'axe des orebodies reliant les recoupes les unes aux autres.

Les refentes sont élargies sur toute la puissance (épaisseur) des orebodies. Et cela, sur toute la longueur de la couche. Cet élargissement est valable aussi bien sur le niveau inférieur que sur le niveau supérieur.

L'exploitation commence par le percement d'une cheminée forée au Simba. C'est elle qui sert de bouchon. Les trous forés à proximité de cette cheminée pour l'agrandir s'appellent « Slot ». Le reste des rings sont minés en plusieurs étapes pour ne pas ébranler le terrain.









IMAGE 16. Schema du CAF longitudinal

Le chargement commence au niveau inférieur par la refente. L'exploitation se termine par le remblayage qui est mis à niveau pour permettre la foration vers la chambre du niveau suivant.

A. Avantage de la méthode

Les points ci-dessous sont les principaux avantages de l'exploitation par CAF :

o



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Peu de dilution ou de salissage du minerai, d'où des teneurs d'alimentation élevées.

o Bonne tenue des ouvrages

o Développement peu cofiteux (d'où les capitaux d'investissement sont modérés)

o C'est une méthode flexible et très mécanisable.

B. Inconvénient de la méthode

L'application de la méthode présente les inconvénients ci-après :

o Soutènement couteux.

o Coût élevé de la tonne minerai suite au transport de stérile pour le remblayage.

o grand consommateur de main-d'oeuvre, en exigeant des mineurs habiles.



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Troisième partie : APPLICATION DU

CUT AND FILL & SUBLEVEL CAVING

Sommaire

Références

[9][27][28][29]

Chapitre 6. PRESENTATION DU LOGICIEL SURPAC MINEX ®

6.1. MODELISATION DE GISEMENT ET ESTIMATION DE RESSOURCES

[9][16][27][28][29]

6.2. DESIGN DE MINE SOUTERRAINE ET PLANIFICATION DE LA PRODUCTION Chapitre 7. MODELISATION DU PANNEAU 460_415

7.1. PLANS DES NIVEAUX 460, 445, 430 & 415

7.2. CONFIGURATION DU GISEMENT 7.3. Evaluation des réserves du panneau 460_415

[2][8][13] [20] [24]

[22][25][19][18]

7.4. EVALUATION DU TONNAGE ANNUEL Chapitre 8. PERFORMANCES TECHNIQUES DES METHODES CAF ET SLC 8.1. EVALUATION TECHNIQUE DU CAF 8.2. EVALUATION TECHNIQUE DU SLC Chapitre 9. PERFORMANCES ECONOMIQUES DU CAF & SLC

[14][15][20][24]

9.1. EVALUATION DU COUT DE PRODUCTION EN CAF

9.2. EVALUATION DU COUT DE PRODUCTION EN SLC

9.3. COURS DU CUIVRE ET DU COBALT



Mine souterraine de Kamoto

Chapitre 6. PRESENTATION DU LOGICIEL SURPAC MINEX

Surpac Minex est le produit vedette de Gemcom Software International.

C'est un programme en trois dimensions de conception minière et géologique utilisé dans l'industrie minière pour des tches telles que l'expertise en évaluation, la conception des mines (mines à ciel ouvert et mines souterraines), l'exploration et les simulations d'exploitations.

Surpac offre une vaste gamme de services à l'industrie minière. Détentrice d'une bonne expérience dans le domaine de l'industrie minière assistée de programmes informatisés, la firme Surpac est experte dans l'estimation de ressources de minerai et la modélisation de gisement.

Le logiciel Surpac est consulté par les différentes disciplines de la géologie, de la statistique et du génie minier. Reconnu partout dans le monde, il fournit des informations de qualité lors du développement des ressources et des services de production dans un délai raisonnable. Ses experts combinent leurs vastes expériences pratiques afin de fournir l'assistance nécessaire dans les domaines suivants :

o Modélisation de gisement et estimation de ressources

o Optimisation de mines à ciel ouvert et planification de la production

o Solutions logicielles et consultation

o Rapports techniques

o Vérification diligente et audit des ressources et des réserves

6.1. MODELISATION DE GISEMENT ET ESTIMATION DE RESSOURCES

La modélisation et l'estimation des réserves à l'aide de Surpac passent par la construction d'un modèle géologique et de ressources à partir de données de diverses provenances. Selon la nature des informations papier ou informatiques, les principales étapes d'une modélisation assistée par ordinateur sont :

o Création, standardisation et validation de la base de données

o Modélisation d'un modèle géologique par sections

o Analyse géostatistique

o Estimation d'un modèle de blocs

6.1.1. Modélisation

Un modèle de gisement géologique sert de point de départ à toute planification minière et plan
de production. Gemcom a développé des programmes sous forme de logiciel spécialisés dans



Mine souterraine de Kamoto



Mine souterraine de Kamoto

la modélisation, ainsi que diverses techniques de planification minières. Ses clients sont des
compagnies de prospection et d'exploitation minière.

Un projet de modélisation de gisement commence par un examen critique des données de sondage, d'échantillons de surface et /ou souterraine, ainsi que des cartes et des plans géologiques. Les sondages et / ou échantillons fournissent toutes les informations quantitatives et qualitatives nécessaires à la construction d'un modèle de ressources et une base de données. A partir de là on peut passer aux étapes suivantes :

o Modélisation 3D de gisements assistée par ordinateurs

o Modélisation 3D en sections et en coupes longitudinales de gisements multicouches

o Analyse géostatistique et estimation de ressources par des méthodes telles que l'inverse des distances, le krigeage et la simulation conditionnelle.

6.1.2. Estimation géostatistique des ressources

Surpac propose des services de géostatistique afin d'aider à l'estimation des ressources et le contrôle de la qualité. Cela passe par une analyse géostatistique des données d'analyses informatisées existantes. Des problèmes spécifiques qui pouvant être résolus par ce type d'analyse sont la détermination de teneure de coupure, la précision des estimations de ressources, le partage des différentes données dans l'interpolation des blocs «~

Il est à noter ici que ce genre de problèmes n'est pas abordé dans le présent travail.

6.2. DESIGN DE MINE SOUTERRAINE ET PLANIFICATION DE LA PRODUCTION

La prédiction de la teneur et du tonnage est essentielle lors de la planification et des opérations minières. Gemcom offre des services de planification minière informatisée. Les domaines spécifiques d'expertise sont l'optimisation et la planification de production de mines à ciel ouvert. Ses services d'optimisation de gisement peuvent être utilisés tout au début du projet, lors de l'étude de préfaisabilité ou lors des différentes phases de productions. Ces mêmes outils et expertises sont utilisés lors de la préparation de Design des mines souterraines et la planification informatisée de la production minière.

Les ingénieurs et techniciens utilisateurs de Surpac peuvent fournir un modèle informatique à partir de données sur papier ou de données informatisées préexistantes. Ils peuvent également mettre à jour sur une base régulière tout modèle géologique existant avec les informations fournies par de nouvelles campagnes d'échantillonnages ou d'interprétation géologique.

L'objectif ultime de l'utilisation de Surpac est d'optimiser les opérations et de maximiser les

profits. Les connaissances dans la planification minière permettent d'y arriver en passant essentiellement par :

o Estimation des réserves minérales

o Optimisation du gisement et du design o Planification minière

o Optimisation de l'échantillonnage


· Etapes de conception de design avec Surpac 6.1.2

Les étapes de la conception de mine souterraine peuvent suivre différentes approches. Il n'y a aucun cheminement obligatoire à utiliser dans ce processus. Il est possible de commencer le design à partir du dessus et descendre, du fond vers le haut, ou commencer au milieu du dépôt et développer vers le haut et vers le bas en même temps. Le déroulement des opérations que vous adopterez sera généralement celui que vous trouvez mieux pour votre scénario.

Dans le présent travail, nous avons suivi le schéma classique suivant :





Créer les
contours des
routes

Identifier les
largeurs des
routes

Identifier les
points de début
et les points
finaux

Créer les lignes
centrales

Créer le solide

Créer les profils
pilotes





Corriger le solide

Non

Valider le solide

Vérifier la
validité

Oui

Classer le solide



Sauvegarder le DTM



Calculer le volume

Surpac Underground Design Workflow
(Schéma d'élaboration de design de mine souterraine)



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Chapitre 7. MODELISATION DU PANNEAU 460_415 7.1. PLANS DES NIVEAUX 460, 445, 430 & 415

Les coupes géologiques (plans de niveaux et coupes transversales) constituent les données de base pour la planification en souterrain.

Dans le présent travail, les plans des niveaux 460, 445, 430 et 415 sont les principales données à partir desquelles nous avons modélisé le panneau que nous étudions.

Les différents types de roches des orebodies, du toit ou du mur sont séparés par des strings de couleurs différentes. Ces couleurs ne sont pas définies dans une légende mais se référent aux couleurs définies sur la coupe transversale des orebodies jointe en annexe.

Sur le CD qui accompagne le travail, les fichiers de ces 4 plans sont, selon leur type, nommés comme suit :

o Fichiers Autocad : niv460_zone1, niv415i_zone1, niv430_zone1, niv415_zone1

o Fichiers Surpac⁷ : niveau 460 zone 1.str, niveau 445 zone 1.str, niveau 430 zone 1.str, niveau 415 zone 1.str

Le CD contient également des coupes transversales en surpac string files⁸ permettant de voir l'allure de la minéralisation en 3D.

⁷ .str indique l'extension string

⁸ Ensemble de fichiers string surpac





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Mine souterraine de Kamoto





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7.2. CONFIGURATION DU GISEMENT

La compréhension d'un phénomène quel qu'il soit passe par sa description explicite. Le modèle géologique est une représentation plus ou moins schématique de la réalité et qui permet de répondre à diverses questions comme par exemple : oil est telle interface en profondeur ? Quelle formation trouve-t-on à tel endroit ? Quelle est l'allure des couches ? Dans l'exploitation minière, le modèle géologique facilite la réalisation de plusieurs tAches et opérations, notamment : l'estimation des réserves, l'implantation rationnelle des ouvrages miniers, la planification, la conception des schémas de tir,~ Il offre aussi une visibilité géométrique du gisement et sert ainsi de référence pour d'autres études.

7.2.1. Contours des orebodies par niveau

Pour modéliser le gisement, on commence par délimiter les orebodies. Cette circonscription se fait en créant des contours des roches minéralisées (orebodies) telles que délimitées sur les plans de niveau déjà donnés.

Notre modélisation se fait donc par approche surfacique, c'est-à-dire la reconstruction de l'objet géologique ou solide se fait à partir des surfaces. L'objectif de la méthode par approche surfacique est de créer des volumes en fermant des surfaces. Ces dernières sont alors les limites des couches géologiques.

Les contours qui suivent sont de ce fait les courbes qui vont générer les surfaces dont nous avons besoin pour créer notre solide ou dtm. Ces surfaces sont générées par triangulation.



IMAGE 17. ,Interface Surpac, option permettant de sélectionner l'élément à trianguler



Mine souterraine de Kamoto





Mine souterraine de Kamoto





Mine souterraine de Kamoto



Mine souterraine de Kamoto







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7.2.2. Modélisation tridimensionnelle du gisement

Il convient de signaler ici que la géologie de la Zone 1 de Kamoto n'est connue qu'avec très peu de précision, la maille de forage s'étant limité à 50x50. Ce qui rend la tche de modélisation du gisement particulièrement ardue. Il est donc difficile de construire un modèle assez précis de la minéralisation en reliant directement les contours des orebodies tels que délimités par niveau, cela donnerait plusieurs strings (lignes) sécants et par conséquent une configuration du gisement irréaliste et des erreurs de triangulation. Pour pallier à cette difficulté, il est d'usage de considérer que le gisement a la mrme configuration au radier et au sommet de l'étage. On reconduira donc la configuration du contour de l'orebody du radier à la limite supérieure de l'étage tout en suivant le pendage et l'orientation du corps minéralisé. Ce qui va avec les transformations de coordonnées suivantes :

·



Z

Y'

â

X

A

A

A'

Y

A'

X'

X

(3: angle de pendage moyen de la couche minéralisée

· a : direction des axes

topographiques de KTO par rapport a l'axe des X cartésien (~14°)

??? = ??0 - 15(tan??)^-1 cos ??
??? = ??0 + 15 (tan ??)^-1 sin ??
??? = ??0 + 15

15 m étant la hauteur d'un étage.

· OBI (avec â = 60°)

On aura donc

· OBS (avec â = 45°)

??

=	??0	- 14.5
??	=	??0	+^3.^5
??	=	??0	+ 8.5

?? = ??0 + ²

Les considérations ci-hauts nous permettent de modéliser le gisement à l'aide de Surpac Minex.



Etude comparative de l'exploitation de la zone 1 dans les niveaux supérieurs a 475 par le CAF et par le SLC

Mine souterraine de Kamoto

60

IMAGE 18. Exemple d'interface où l'on paramqtre un déplacement de string suivant x, y et z

La modélisation du panneau, en suivant les considérations ci-haut, nous amène à la configuration sur base de laquelle sont évaluées les réserves recouvrables. Voici ci-dessous des vues en 3D de l'OBI et OBS tels que modélisés avec Surpac.



IMAGE 19. OBI (à gauche) et OBS (à droite) en 3D [Surpac Gemcom Software ®]



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7.3. Evaluation des réserves du panneau 460_415

A ce stade, l'estimation des réserves n'est que grossièrement vraisemblable. Si un travail d'estimation est entrepris on remplacera bien entendu ces évaluations initiales par des valeurs de mieux en mieux fondées Ce qui impliquera nécessairement des sondages et des travaux miniers plus coûteux

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau	OBI	OBS
460_445	Surface area : 28121 Volume : 89476	Surface area : 53618 Volume : 241697
445_430	Surface area : 18370 Volume : 41659	Surface area : 90945 Volume : 395724
430_415	Surface area : 535 Volume : 453	Surface area: 43005 Volume : 169078
415_410	-	Surface area : 17729 Volume : 33566
Total	Surface area : 47027 Volume : 131588 Tonnage : 342128,8	Surface area : 205297 Volume : 840065 Tonnage : 2184169

Tableau 6. Réserves évaluées avec Surpac

7.4. EVALUATION DU TONNAGE ANNUEL

· Evaluation empirique

Le tonnage journalier réalisable en mines souterraines peut être calculé avec la loi de Taylo

Tonnage journalier TJ = 0,014(RM)^0,75

RM représentant les réserves minières. D'où on peut évaluer, pour 6 jours de travail sur les 7 de la semaine comme rythme d'exploitation, le tonnage annuel suivant :

Tonnage annuel TA = 0,014
· (2526297,8)^0,75
· (⁶₇ )
· 365 = 277 547,62

· Tonnage annuel planifié



Mine souterraine de Kamoto

DV =

TA
· Taux de récupération

Tonnage OBI + Tonnage OBS

Le tonnage planifie ou objectif 2011 tire de KAMOTO MINE PRODUCTION BUDGET 2011 est de 469726 tonnes pour la zone 1 (avec le cut and fill transversal comme methode 0:⁴I-1%UMn).


· Duree de vie du projet

En prenant les deux tonnages ci-haut calcules comme realisation minimale et realisation maximale et en considerant le fait que le taux de recuperation du CAF transversal à Kamoto est de #177; 65% (theoriquement), la duree de vie DV du projet en CAF calculee par la formule DV = RM / TA varie entre 3,5 ans et 6 ans.

Avec les mêmes considerations pour le tonnage annuel de minerais mais en considerant cette fois le taux de recuperation du SLC qui est #177; de 100% (theoriquement), la duree de vie du projet en SLC variera entre 5,3 ans et 9 ans.

Il est cependant à noter qu⁴I-n tenant compte de la dilution en SLC qui est beaucoup plus JIM0:I- iu⁴I-n Z6 ), le volume à extraire en SLC est plus important que le volume à extraire en CAF.

Formule

DV = RMITA



Mine souterraine de Kamoto

Chapitre 8. PERFORMANCES TECHNIQUES DES METHODES CAF ET SLC

8.1. EVALUATION TECHNIQUE DU CAF 8.1.1. Design du projet en CAF



Profil en long des chambres (coupe 2-2')

Coupe en travers 1-1'

IMAGE 20. Dimensionnement actuel du CAF

Dimensions

Le CAF de Kamoto est actuellement dimensionné comme suit :

o	Largeur de galerie B : 6m	o	Largeur pilier P : 8m
o	Hauteur de galerie H : 5m	o	HTT : 35m
o	Largeur de chambre R : 15m	o	HT' : 20m

Les pages qui suivantes montrent quelques vues du design de notre projet en CAF.



Mine souterraine de Kamoto





Mine souterraine de Kamoto





Mine souterraine de Kamoto



Mine souterraine de Kamoto









Mine souterraine de Kamoto

Traçage au niveau 460, avec recoupes dans le minerais et dans le stérile d'abord séparés, puis
combinés.



Vues en 3D du Design



Mine souterraine de Kamoto

8.1.2. Volumes de travaux en CAF

. Traçage

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau	OBI	OBS	Stérile
460	Volume : 7195	Volume : 23779	Volume : 53222
445	Volume : 3991	Volume : 34051	Volume : 80897
430	Volume : 110	Volume : 14715	Volume : 27261
415	-	Volume : 8764	Volume : 26617
Cumul	Volume : 11296 Tonnage : 29369 ,6	Volume : 81309 Tonnage : 211403,4	Volume : 187997 Tonnage : 413593,4

Tableau 7. Volumes des travaux en traçage

. Rampes

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau :	X Minimum :	-782.600	X Maximum : -692.461
415_430	Y Minimum :	1206.958	Y Maximum : 1290.777
	Z Minimum :	-430.000	Z Maximum : -411.000
		Volume : 4533
Niveau :	X Minimum :	-768.149	X Maximum : -684.939
430_445	Y Minimum :	1249.808	Y Maximum : 1334.416
	Z Minimum :	-445.000	Z Maximum : -425.000
		Volume : 5575
Niveau :	X Minimum :	-779.759	X Maximum : -676.729
445_460	Y Minimum :	1230.368	Y Maximum : 1313.493
	Z Minimum :	-460.000	Z Maximum : -440.000
		Volume : 6028
Cumul		Volume : 16136
		Tonnage : 35499,2

Tableau 8. Volume et localisation des rampes en CAF



. Elargissage

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau	OBI	OBS	Stérile
460	Volume : 10957	Volume : 29184	-
445	Volume : 6079	Volume : 51858	-
430	Volume : 41	Volume : 22411	-
415	-	Volume : 12878	-
Cumul	Volume : 17077 Tonnage : 44400,2	Volume : 116331 Tonnage : 302460,6	-

Tableau 9. Volumes des travaux en elargissage

. Dépilage

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau	OBI	OBS	Stérile
460_445	Volume : 40201	Volume : 104665	-
445_430	Volume : 17099	Volume : 172171	-
430_415	Volume : 302	Volume : 73142	-
Cumul	Volume : 57602 Tonnage : 149765,2	Volume : 349978 Tonnage : 909942,8

Tableau 10. Volumes des travaux en dépilage



Mine souterraine de Kamoto

8.2. EVALUATION TECHNIQUE DU SLC 8.2.1. Design du projet en SLC

Le dimensionnement et le positionnement des galeries en SLC a évolué dans le temps. Actuellement, la forte mécanisation des mines permet d'exploiter en SLC avec des galeries d'assez grandes dimensions. A titre illustratif, voici comment le dimensionnement du SLC a évolué dans le temps à Kiruna Mine :



IMAGE 21. The sublevel caving geometry at the Kiruna Mine at three different points in time
(Marklund and Hustrulid, 1995)

De la sorte, notre design est dimensionné comme le montre la figure ci-dessous, avec mêmes largeur de tranche et dimensions de galerie qu'en CAF mais décalés d'un niveau à l'autre de manière à avoir la configuration en quinconce.

Dimensions o A = largeur de la tranche (23m) o H = hauteur de la galerie (5m) o B = largeur de la galerie (6m) o P = largeur des piliers entre galeries (17m) o S = Différences entre 2 niveaux (15m) <-- IMAGE 22. Dimensions du SLC

Ainsi dimensionné, les pages qui suivent présentent quelques vues du design de notre projet en SLC.



Mine souterraine de Kamoto





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Mine souterraine de Kamoto





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Coupe (en tirets)

Vue en ZY de la coupe en tirets ci-haut.

Vue en 3D du projet en SLC



8.2.2. Volumes des travaux en SLC

? Traçage

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau	OBI	OBS	Stérile
460	Volume : 7195	Volume : 39497	Volume : 62215
445	Volume : 3777	Volume : 57730	Volume : 79203
430	Volume : 110	Volume : 27183	Volume : 27261
415	-	Volume : 21424	Volume : 24866
Total	Volume : 11082 Tonnage : 28813,2	Volume : 145834 Tonnage : 379168,4	Volume : 193545 Tonnage : 425799

Tableau 11. Volumes des travaux en traçage SLC

? Rampes

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau : 415_430	X Minimum : -779.607 Y Minimum : 1205.672 Z Minimum : -430.000	X Maximum : -695.096 Y Maximum : 1298.880 Z Maximum : -410.000
	Volume : 5731
Niveau : 430_445	X Minimum : -787.459 Y Minimum : 1219.038 Z Minimum : -445.248	X Maximum : -687.947 Y Maximum : 1311.382 Z Maximum : -425.000
	Volume : 6133
Niveau : 445_460	X Minimum : -768.123 Y Minimum : 1248.871 Z Minimum : -460.000	X Maximum : -680.218 Y Maximum : 1342.484 Z Maximum : -440.000
	Volume : 5931
Cumul	Volume : 17795 Tonnage : 39149

Tableau 12. Volumes et localisation des rampes en SLC



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? Dépilage

Rapport de volumes (SOLID MODELLING OBJECT REPORT)
Niveau	OBI	OBS	Stérile
460	Volume : 82281	Volume : 202200	24%
445	Volume : 37882	Volume : 337994	24%
430	Volume : 343	Volume : 141895	24%
415	-	Volume : 12142	24%
Total	Volume : 120506 Tonnage : 313315,6	Volume : 694231 Tonnage : 18050000,6

Tableau 13. Volumes des travaux en dépilage SLC



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Chapitre 9. PERFORMANCES ECONOMIQUES DU CAF & SLC 9.1. EVALUATION DU COUT DE PRODUCTION EN CAF

Les statistiques de 2009 on donné pour le Cut and Fill les coûts de production suivant :

Cumul 2009 jusque Décembre⁹

	Unité	ACTUEL	BUDGET	Variance
Total Minerai	Tonnes	1094088	1105000	(10912)
Coût par tonne de Minerai	$/t	37,78	35,87	(1,92)

Tableau 14. Coûts extraits de KTO Underground Mining

e l'extraction de la tonne minerais à la tonne métal, les autres coûts sont tels que :

· Coûts de Concentrateur Kamoto : ceci inclut des coûts d'usine pour des réactifs, des consommables et l'énergie et est basé sur des coûts fixes de 4 millions (USD) par an et un coût variable d'alimentation de minerai de 3.03$/t pour le circuit d'oxyde et de 7.88$/t pour le circuit de sulfure.

· Usine Métallurgique De Luilu : ceci inclut des coûts d'usine pour des réactifs, des consommables et la puissance et est basé sur des coûts fixes de 9 millions USD par an et un coût variable de 0.46$/lb de 2009 à 2016 et de 0.41$/lb à compter de 2016 pour le cuivre.

· Coûts de fret, d'assurance et de ventes : Tous les produits finis (cuivre, cobalt) sont transportés par Durban (le point FOB) l'Europe ou vers l'Extrême-Orient. Coûts du produit fini appliqués pour le Cu : 675$/t et Co : 828$/t.

9.2. EVALUATION DU COUT DE PRODUCTION EN SLC

Le SLC est une méthode que KAMOTO n'utilise plus depuis les années 80. Il n'existe donc pas une documentation récente qui puisse permettre d'évaluer le cot de production du minerai et du métal par cette méthode. Pour contourner cette difficulté, nous avons procédé par analogie avec des cots de production en SLC comparés au CAF tiré d'un exposé de l'ingénieur SAMBUKA, directeur de KTO à l'époque, sur le CAF et le SLC.

9

Cfr Annexe 2 ; KTO Underground Mining



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COUTS OPERATOIRES EN Z POUR UN NIVEAU
842000T EN PLACE

		Frais généraux siège Frais commun d'exploitation Et amortissement non compris
	SLC	CAF PILIERS CAF+PIL
Traçage dépenses 10^3 Z	11742,5	7700,0 4543,0 12243,0
Dépilage dépenses 10^3 Z	17766,0	8712,0 8557,0 17269,9
Total dépenses 10^3 Z	29508,5	16412,0 13100,9 29512,9
COUTS Z/TS	32,4	37,6 34,0 35,9
Z/TQ
Z/T Cu	930,1	798,1 1064,0 897,6

Tableau 15. Cots opératoires (Tiré de l'exposé de M. SAMBUKA, Février 1983)

Le coût de la tonne minerai alimentée au concentrateur est légèrement supérieur pour le CAF par rapport au SLC tandis que le coût de la tonne métal est supérieur pour le SLC par rapport au CAF.

En gardant ces coûts comparés comme ordre de grandeur en termes de proportion, nous pouvons actualiser le coût de la tonne minerai pour le SLC comme suit :

Le coût de la tonne minerai en SLC est de 13,8% inférieur par rapport à son prix en CAF. En gardant la même différence sur le coût actuel du CAF, le coût de la tonne minerais en SLC correspondrait actuellement à :

37,78 - 37,78 13,8% = 32, 55$

En faisant la même opération pour le coût de la tonne métal, nous obtenons le coût de la tonne cuivre en SLC est de 14,2% supérieur à celui de la tonne Cu en CAF. Le coût actuel de la tonne Cu en SLC serait donc :

675 + 675 14,2% = 770, 85$

Et proportionnellement à la mrme ventilation qu'en CAF, le prix de la tonne cobalt serait en SLC :

828	54,16%	= 978, 28$
	45,84



9.3. COURS DU CUIVRE ET DU COBALT 9.3.1. Prix actuel

Moyenne juillet pour 1 tonne de cuivre : 6600 € (9478 $)





Le prix du cuivre en euros pour une tonne (1000 KG) sur 1 mois

Le même site donne pour le cobalt au mois de juillet le prix de 17,25$/lb ou 38 029,74 (prix du lundi 25 Juillet 2011).

9.3.2. Projection

Les prévisions des prix du cuivre et du cobalt tirés du rapport technique 2009 de SRK sont tels que

	Prévisions 2009 de LME pour Glencore
Année		2012	2013	2014	2015
Cuivre	$/lb	1,31	1,36	1,65	2,05
	$/t	2 888,05	2 998,28	3 637,62	4 519,47
Cobalt	$/lb	13	9	9	8
	$/t	28 660,09	19 841,60	19 841,603	17 636,98

Tableau 16. Prévisions des cours par LME (SRK Technical report 2009)

Les prix moyen projetés sur 5 ans sont donc de 11,2$/lb (24 691,77$/t) pour le cobalt et 2,13$/lb (4 704,28$/t) pour le cuivre.



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Quatrième partie : ETUDE

COMPARATIVE DU CAF ET DU SLC

Sommaire

Références

Chapitre 10. ANALYSE TECHNICO-

ECONOMIQUE DU CAF ET SLC [2] [5] [7] [8] [14]

10.1. COMPARAISON TECHNIQUE [15] [20] [24]

10.2. COMPARAISON ECONOMIQUE



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Chapitre 10. ANALYSE TECHNICO-ECONOMIQUE DU CAF ET

SLC

10.1. COMPARAISON TECHNIQUE

Le rapport de volumes compilés reprend les sommes des résultats par étape obtenus précédemment en détails dans les rapports de volume surpac. Il contient les informations suivantes :

o Le minerai en place : quantité de minerai contenue dans tout le panneau. D'une étape à l'autre (du traçage à l'elargissage par exemple), cette quantité est diminuée de la quantité exploitée à l'étape précédente.

o Le minerai réalisable : quantité extraite à l'étape concernée. Elle est représentée en brun sur les designs.

o Le stérile : quantité de stérile par étape, extraite ou de dilution.

o Taux de récupération : rapport de la quantité de minerai extraite à la quantité de minerai contenue en place.

o Le cumul minerai est la somme du minerai de l'étape précédente et le minerai de l'étape courante.

Dans un premier temps, nous considérons le SLC sans perte afin de voir la quantité de minerai réalisable théoriquement. Dans les autres tableaux qui suivront, nous allons considérer une perte de 10%. Cette perte est un compromis entre la perte théorique et celle déclarée par les ingénieurs de Kamoto. Le bilan matières du panneau reprend les sommes de stérile et minerai des toutes les étapes cumulées. Il contient en plus des éléments déjà évoqué pour le tableau précédent, les informations suivantes :

o Les pertes : quantité de minerai laissée en place. Cette perte peut être planifiée (piliers résiduels, cas du CAF) ou accidentelle (due à une impossibilité circonstancielle de récupérer tout le minerai en place, cas du SLC).

o La dilution : rapport du poids de stérile ajouté au poids de minerai non sali.

o Le volume de stérile de dilution : volume qui correspond au poids de stérile ajouté au minerai. Ce volume est tiré de :

Poids stérile ajouté

Dilution =

Poids stérile ajouté + Poids minerai extrait

Dilution
· Volume minerai
· densité minerai

Volume stérile =
	Densité stérile · (1 -- Dilution)

Les teneurs sont celles de la zone 1 tirées du tableau des réserves géologique tandis que la récupération globale est le produit des récupérations au concentrateur et à la raffinerie tirées rapport technique 2009 de SRK (voir références).

Métal recouvrable (tonnage) =
volume minerai
· densité minerai
· rendement global
· teneur minerai



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Rapport de volumes compilés

	CAF transversal	SLC transversal
Traçage · Minerai en place · Minerai réalisable · Stérile · Taux de Récupération	Volume : 971653 m^3 Tonnage : 2526297,8 t Volume : 92605 m^3 Volume : 204133 m^3 9,53%	Volume : 971653 m3 Tonnage : 2526297,8 t Volume : 156916 m3 Volume : 211340 m3 16,15%		Elargissage · Minerai en place · Minerai réalisable · Stérile · Cumul minerai · Récupération
Volume : 879048 m3 Volume : 133408 m3 - Volume : 226013 m3 15,17%		Dépilage · Minerai en place · Minerai réalisable · Stérile · Cumul minerai · Taux de récupération
Volume : 745640 m^3 Volume : 407580 m^3 - Volume : 633593 m^3 54,66%	Volume : 814737 m3 Volume : 814737 m3 - Volume : 971653 m3 100%

Tableau 17. Sommes des volumes par étape d'exploitation



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Bilan matières du panneau

· Minerai en place · Minerai réalisable · Stérile · Taux de Récupération · Pertes · Dilution · Volume stérile de dilution
CAF Volume : 971653 m^3 Volume : 633593 m^3 Volume : 204133 m^3 65,21% 34,79% 5% 39 410,09 m^3	SLC Volume : 971653 m3 Volume : 874 487,7 m3 Volume : 211340 m3 90% 10% 5% en Traçage 24% en Dépilage 277 562,20 m3
Volume total minerai+stérile	897 136,09 m^3	1192753,32 m3
Rapport Stérile Minerai^10	0,3843	0,5590
Rendement (Rapport volume minerai sur volume total de travaux)	70,62%	64,14%
Cuivre recouvrable
Teneur moyenne : 4,63% Récupération globale : 80%	Tonnage : o 61 017,54 t	Tonnage : o 84 216,66 t
Cobalt recouvrable
Teneur moyenne : 0,61% Récupération globale : 68,4%	Tonnage : o 6 873,37 t	Tonnage : o 9 486,65 t

Tableau 18. Bilan du panneau

¹⁰ Rapport en volumes



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10.2. COMPARAISON ECONOMIQUE

Pour estimer les cash flows annuels, on fera la différence entre les recettes et les dépenses prévisionnelles, en y ajoutant quelques considérations d'analyse financière (remboursement des emprunts et intérêt. Impôts et taxes ). Ce qui permettra de construire ce tableau appelé « échéancier des cash flows ».

Ce tableau contient les informations suivantes :

o Les coûts de production (donnés pour le CAF et estimés pour le SLC).

o La durée de vie des deux projets ; cette durée de vie est calculée sur base de la production planifiée pour 2011 en Zone 1. Cette production¹¹ est la contrainte commune dans les deux projets. Elle sert donc de dénominateur permettant de comparer les deux projets.

o Les couts de production annuels sont fonction de la production annuelle planifiée de minerais tandis que les coûts totaux sont fonction de la quantité de minerai réalisable pour chaque méthode.

Coat annuel = coût par tonne
· TA planifié

Coût total = coat par tonne
· minerai réalisable

o Le cash flow est la différence entre la valeur recouvrable sur la vente du minerai et le
coût de production ToiECIns nRtIFBNCIaiOI TItM Oeol cRItMIWItiWP 11t ERQUf13l13.

o Le cash flow net est le cash flow réduit des taxes.

o / I15 2 &( MIHRoUor cISIIMEIP SlR 13 IHMIIdIFIKETPlEIlit13 I13fKELSEr :

Moyenne des profits après taxation ROCS =
· 100
Moyenne des capitaus investis

o La VAN ; somme des cash flows actualisés réduite des investissements :

n

VAN = 1 CF_n
· (1 + i)^--n -- I

n=0

o Le TRI ;DEox NARt13UINRrsToIETY9 $ 1 IMSnollEIeAN tir13Ee :

n

CF_n
· (1 + i)^--n -- I = 0

n=0

Avec :

· CF_n HDIRAKKRZ EF RIEQZ13Hn

· I : somme des emprunts et investissements

· i : Iox a'utocataiRn, an13gat rrEli Touminoaox SRouSrRmsarn cRors.

o Les teneurs de coupure (cut off grade) calculés comme suit :

coat total production métal

Teneur de coupure =

Tonnes minerai
· rendement global
· Prix métal

La production du minerai est imputée au cuivre qui est le principal métal exploité.

¹¹ Voir 4.4. Evaluation du tonnage annuel



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Coûts à investir

CAF transversal SLC transversal
Coût de la tonne minerai	37,78 $/t	32,55 $/t
Coût de la tonne métal · Cuivre	675 $/t	Cuivre : 770,84 $/t		· Cobalt
828 $/t	Cobalt : 978,28 $/t
Durée de vie du Projet	3,507 ans	4,840 ans
Coût annuel de production minerai	17 746 248,28 $	15 289 581,30 $
Coût annuel de	Cu : 11 744 089,45 $	Cu : 13 411 576,17 $
production métal	Co : 1 622 784,583 $	Co : 1 917 316,07 $
Coût total Production	62 236 573,20 $	74 007 894,05 $
Minerai
Coût total Production	Cu : 41 186 839,50 $	Cu : 64 917 570,19 $
Métal	Co : 5 691 150,36 $	Co : 9 280 599,96 $
Valeur recouvrable
	CAF transversal SLC transversal
Prix moyen projeté sur 5	Cuivre : 4 704,28 $/t
ans	Cobalt : 24 691,77 $/t
Cash flow annuel	99 127 905,10 $	99 622 553,86 $
Cash flow total	347 627 616,26 $	482 214 864,97 $
Impôts et paramètres RDC royalties 2% Total: 37%
d'emploi principaux GCM royalties 2% o CAF:
d'affaires RDC taxes 30% 128 622 218 $
Taxes sur Import 3% o SLC:
		178 419 500 $
Cash flow net	219 005 398,25 $	303 795 364,93 $
	Cu : 1,66 %	Cu : 1,62 %
Teneur de Coupure	Co : 0,020 %	Co : 0,024 %
ROCE	200,7%	204,9%
VAN	51572249,94 $	57815645,8 $
TRI	38,91%	30,90%
Indice d'JErichissJP JE.	0,4726	0,3901
IE

Tableau 19. Evaluation économique

Le tableau ci-dessous montre en détails le calcul de la valeur actuelle nette ainsi le taux de
rentabilité interne. Le TRI est calculé par itération sur Excel.



Mine souterraine de Kamoto

		CAF	CFn 1		CFn 2		CFn 3 CFn 4
CFn/an		62450580,21	62450580,21		62450580,21		62450580,21		31653657,62
Taux d'act		0,15	0,15		0,15		0,15		0,15
Facteur d'act		1,15	1,15		1,3225		1,520875		1,74900625
CFA			54304852		47221610		41062270		18098081
Cap Valeur		160686813
I		109114563,1
VAN		51572249,94			TRI E		[0,389151 ; 0,389152]
	SLC			CFn 1		IE CFn 2		0,472643 CFn 3 CFn 4			CFn 5
CFn/an	62672208,93			63672208,93		62672208,93		62672208,93		62672208,93	52746529,2
Taux d'act	0,15			0,15		0,15		0,15		0,15	0,15
Fact d'act	1,15			1,15		1,3225		1,520875		1,74900625	2,011357188
CFA				55367138		47389193		41207994		35833038	26224347
Cap Valeur	206021710
I	148206064,2
VAN	57815645,8					TRI E		[0,309087 ; 0,309088]
						IE		0,390103

Tableau 20. Feuille de calcul de VAN & TRI

o I : Investissement

o Cap valeur : capital valeur

o Act. : actualisation

o CFn : Cash flows de l'an n

o IE: Indice d'enrichissement (IE = VAN/I)



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CONCLUSION & SUGGESTION

La comparaison de deux méthodes d'exploitation pour dégager la méthode la plus favorable dans un domaine aussi complexe que celui de projets en mines souterraines est d'une importance primordiale.

Cette comparaison comporte principalement deux volets : la comparaison technique et la comparaison économique.

D'un point de vue technique, nos analyses ont relevé de part et d'autres les avantages

o Le CAF a l'avantage d'avoir un volume total de travaux moins important que le SLC,

une bonne sélectivité révélée par son rapport stérile minerais nettement inférieure à

celui en SLC (0,38:0,56). Le volume de stérile étant par conséquent moindre, les

teneurs d'alimentation seront meilleures et il en résulte un rendement global de 70,62%. Le seul inconvénient est ici les pertes dues aux piliers restants, d'où le faible taux d'extraction de 65,21%.

o Le SLC quant à lui, bien que déploré pour son volume de travaux colossal et sa
dilution très importante, offre l'avantage d'un meilleur taux d'extraction (jusqu'à 90%) et par conséquent, un tonnage de cuivre et de cobalt plus important à la fin du projet. Cependant tout compte fait, les pertes qualitatives (dilution) de cette méthode pèsent sur son rendement global qui descend à 64,1%.

Vu les avantages et inconvénients techniques évoqués ci haut et en rappelant que jadis le SLC à Kamoto dépendait essentiellement de la présence des zones altérées qui diminuent progressivement avec l'approfondissement du gisement, empêchant ainsi le foudroyage de bien fonctionner, nous trouvons que l'application de la méthode des tranches remblayées ou CAF se trouve justifiée.

D'un point de vue économique, les analyses faites ci-haut ont montré les avantages et inconvénients suivants :

o Le CAF offre l'avantage de demander un investissement modérément inférieur à celui du SLC dû à son volume de travaux moindre à celui du SLC ainsi qu'un taux de rentabilité interne supérieure à celui du SLC. Les points faibles du CAF par rapport au
SLC sont sa VAN (51572249,94 pour le CAF contre 57815645,8 pour le SLC), la

SLC.

o Le SLC quant à lui offre l'avantage d'avoir des cash flows annuels légèrement supérieurs à ceux en CAF, générant par conséquent une VAN supérieure et un ROCE légèrement supérieure à ceux du CAF. Le cash flow net final est de ce fait meilleure en SLC par rapport au CAF, cela est dû à son taux d'extraction et donc sa durée de vie supérieurs à ceux en CAF.

Si l'analyse technique a démontré le CAF nettement favorable par rapport au SLC, l'analyse économique montre, au regard du TRI et de la VAN, des performances mitigées.

C'est ainsi que pour comparer ces projets exigeant des investissements d'ampleurs différents, on établit la relation entre la VAN et le total des investissements actualisés que nécessite chaque projet. On obtient l'indice d'enrichissement IE qui indique quelle est la valeur actualisée nette du projet engendrée par une unité d'investissement total actualisé. On choisira alors de mettre en oeuvre le projet pour lequel cet indice est le plus élevé. Cet indice nous permet d'établir que le CAF est une méthode économiquement plus rentable (0,47 pour le CAF par rapport à 0,39 pour le SLC).

Au regard de cette étude technico économique, nous suggérons de conti

Cut and Fill pour les raisons que nous reprenons succinctement ci après :

o Les avantages du SLC sont essentiellement liés à son taux d'extraction, par conséquent à la taille de son investissement et sa durée de vie. Mais l'avantage qu'on en tire (environ 10% de VAN en plus par rapport au CAF), face aux préalables technico-économiques qu'il se doit de remplir pour effectivement être applicable (réhabilitation de l'affaissement qui se créera, apport du stérile de remblayage ou foudroyage du massif qui surplombe la zone1), laissent entrevoir une probabilité quasi certaine de gagner beaucoup moins que ce qui est planifié dans cette étude.

o L'investissement minier étant toujours à haut risque, les indices de rentabilité du CAF (TRI et IE) combinés à sa durée de vie courte, en font un projet rapide et plus rentable que le SLC.



Mine souterraine de Kamoto

BIBLIOGRAPHIE

COURS

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Mine souterraine de Kamoto

Choix des méthodes de calcul en élaboration de projet minier et en conduite d'exploitation. Par J.F. Bushind'Homme - P. Jacquin #177; P. Sayed. Sciences de la terre, série Informatique géologique. N°18. Ecole des Mines #177; Fontenebleau. Juin 1983.

18. Just-in-time development model for a sublevel caving underground mine in Zimbabwe. By C. Musingwini, R.C.A. Minnitt, D. Phuti, and F. Makwara. The Journal of The South African Institute of Mining and Metallurgy. April 2003.

19. Kamoto Mine Underground Standards Book. First edition. July 2009.

20. 2011 DEVELOPMENT & PRODUCTION BUDGET. Planning Underground Department. Kamoto Underground Mine. January 2011.

21. Les méthodes d'exploitation souterraine. Hans Hamrin.
www.ilo.org/safework bookshelf/french

22. Kamoto Detail Mine Design Report. Prepared for Katanga Operating Limited. Project No #177; 170001. Revision 2. February 2009.

23. Kamoto et son gisement. Par Philippe MAVUNGU. Prospectus et Module de formation KCC. 2010.

24. Récupération des piliers chambres Cut And Fill par la méthode Sublevel Caving. Exposé de KABONGO NSAMBUKA, directeur de Kamoto. 08 Février 1983.

25. Rock Mechanics Design and Practice for Squeezing Ground and High Stress Conditions at Perseverance Mine. By M A Struthers, M H Turner, K McNabb and P A Jenkins. www.amcconsultants.com.au

26. Sublevel caving - past and future. By William Hustrulid, University of Utah; and the Colorado School of Mines, USA, and Rudolph Kvapil, USA. Australian Centre for Geomechanics
· December 2009 Newsletter.

27. Introduction to Surpac v6.1. July 2008. www.gemcomsoftware.com

28. Underground Mine Design in Surpac v6.1. 2008. www.gemcomsoftware.com

29. Solids Modeling in Surpac v6.1. October 2008. www.gemcomsoftware.com

LOGICIELS UTILISES

o Surpac 6.1.2 ® ; Modélisation, calcul des réserves et Design des projets. o MMS UBC ® ; Sélection de méthodes.



Mine souterraine de Kamoto

LISTE DES TABLEAUX

Page Tableau 1. Historique de KAMOTO 11

Tableau 2. Lithostratigraphie du Katanguien d'après François 1973, Modifie par CAILTEUX et Al., 2005 (BOKWALA, 2009) 14

Tableau 3. Unites lithologiques, colonne stratigraphique des formations du Roan à Kamoto, epaisseur des couches, teneur moyenne en cuivre et cobalt (Placet et Johnson, 1984, modifie). 20

Tableau 4. Ressources minerales de KTO par zone (SRK technical report 2006) 22

Tableau 5. Caracteristiques geomecaniques des roches de KTO (Kamoto et son Gisement) 23

Tableau 6. Reserves evaluees avec Surpac 64

Tableau 7. Volumes des travaux en traçage 69

Tableau 8. Volume et localisation des rampes en CAF 69

Tableau 9. Volumes des travaux en elargissage 70

Tableau 11. Volumes des travaux en depilage 70

Tableau 12. Volumes des travaux en traçage SLC 77

Tableau 13. Volumes et localisation des rampes en SLC 77

Tableau 14. Volumes des travaux en depilage SLC 78

Tableau 15. Coûts extraits de KTO Underground Mining 79

Tableau 16. CoEts opératoires (Tiré de l'exposé de M SAMBUKA, Fevrier 1983) 80

Tableau 17. Previsions des cours par LME (SRK Technical report 2009) 81

Tableau 18. Sommes des volumes par étape d'exploitation 81

Tableau 19. Bilan du panneau 85

Tableau 20. Evaluation economiques 87

Tableau 21. Feuille de calcul de VAN & TRI 88



Mine souterraine de Kamoto

LISTE DES ILLUSTRATIONS

IMAGE 1. Carte administrative de la province du Katanga en RDC, encadré en blanc la ville de Kolwezi et ses environs (BOKWALA, 2009, modifié)

IMAGE 2. Allure des failles de l'arc lufilien autour de la région de Kolwezi et le secteur de Kolwezi, (b) orientation Nord-Sud des mouvements tectoniques au niveau de Kolwezi (KAMPUNZU et Al, 1999).

IMAGE 3. Formation du lambeau de Kolwezi : extrusion du Roan sur le Kundelungu plus jeune sous forme d'une méga br4che. Encadré en rouge l'emplacement des gisements de KAMOTO-Principal et Etang (François, 1973).

IMAGE 4. Arc lufilien ou Roan-Group situé entre le Sud-Ouest de la RDC et le Nord-Est de la ZAMBIE. À l'extrémité Nord-Ouest de l'arc, (1) encadré en blanc on retrouve les grands gisements de Kolwezi, (2) l'arc lufilien et ses gisements, (3) les gisements de Kolwezi

IMAGE 5. Coupe du gisement de KamotoPrincipal au niveau du bouveau Nord. On reconnait sur la figure, la présence des couches minéralisées (OBS en rouge) et OBI (en noir). Les points P1 et P2 représentent les puits d'extraction placés dans le mur du gisement.

IMAGE 6. Subdivision du gisement de KAMOTO-Principal en zones d'exploitation (Zone 1 encerclée en traits discontinus)

IMAGE 7. Aperçu de la zone 1, niveau 460, avec les zones environnantes en exploitation.

IMAGE 8. Interface montrant les données introduites et le résultat de la sélection des méthodes par MMS UBC

IMAGE 9. Croquis des méthodes d'exploitation de Kamoto

IMAGE 10. Etapes du RAP

IMAGE 11. Disposition d'extraction pour le SLC transversal (Hamrin, 2001)

1MAGE 12. Schéma typique du SLC visualisé sur une section transversale simplifiée 1-1 `et une section longitudinale 2-2 (brochure de l'information de LKAB, 1989).

IMAGE 13. SLC ; Traçage Chantiers avec anciennes dimensions (KTO et son gisement)

IMAGE 14. Schéma explicatif de l'application du CAF à Kamoto. A et B respectivement, la section verticale (2-2') et horizontale (1-1') du gisement qui montrent les ouvrages préparatoires, les chantiers en production et en remblayage.

IMAGE 15. Schéma du CAF retro IMAGE 16. Schéma du CAF longitudinal

IMAGE 17. Interface Surpac, option permettant de sélectionner l'élément à trianguler

IMAGE 18. Exemple d'interface où l'on paramètre un déplacement de string suivant x, y et z

IMAGE 19. OBI (à gauche) et OBS (à droite) en 3D [Surpac Gemcom Software ®]

IMAGE 20. Dimensionnement actuel du CAF

IMAGE 21. The sublevel caving geometry at the Kiruna Mine at three different points in time (Marklund and Hustrulid, 1995)

IMAGE 22. Dimensions du SLC



Mine souterraine de Kamoto

TABLE DE MATIERES

Epi_graphe 1

Dédicaces - 2

Remerciements 3

AVANT-PROPOS 4

RÉPERTOIRE DES ABREVIATIONS 5

INTRODUCTION 6

A. INTERET ET PROBLEMATIQUE DU SUJET 6

B. OBJECTIFS DU TRAVAIL 6

C. LIMITATION DU SUJET 6

D. CANEVAS DU TRAVAIL 7

Première partie : GENERALITES SUR KAMOTO ET SON GISEMENT 9

Chapitre 1. GEOGRAPHIE 10

1.1. LOCALISATION DU SITE 10

1.2. HISTORIQUE DE LA MINE 10

Chapitre 2. CADRE GEOLOGIQUE 12

2.1. LES FORMATIONS PRECAMBRIENNES 12

2.1.1. Le katanguien 12

Le Groupe de Roan 13

2.2. LES FORMATIONS PHANEROZOÏQUES TABULAIRES 15

2.3. TECTONIQUE DU KATANGA 15

2.3.1. Généralités 15

2.3.2. Structures tectoniques régionales 15

2.3.3. Structures tectoniques locales 16

2.4. MINERALISATION 17

Chapitre 3. DESCRIPTION DU GISEMENT DE KAMOTO 19

3.1. GEOLOGIE LOCALE 19

3.2. LES MINERAUX DE KAMOTO 20

3.3. HYDROGEOLOGIE 21

3.4. RESERVES GEOLOGIQUES DE KAMOTO 22

3.5. ELEMENTS GEOTECHNIQUES DE KAMOTO 23

3.6. APERÇU DE LA ZONE 1 DE KAMOTO 24

Deuxième partie : EXPLOITATION DU GISEMENT DE KAMOTO 26

Chapitre 4. THEORIE SUR LE CHOIX DES METHODES D'EXPLOITATION 27



Mine souterraine de Kamoto

4.1. PROPRIETES INFLUENÇANT LA METHODE D'EXTRACTION 27

4.1.1. La configuration géométrique du gisement 27

4.1.2. La disposition et orientation du gisement 27

4.1.3. Taille 28

4.1.4. Structure géomécanique 28

4.1.5. Valeur de la minéralisation et distribution spatiale de teneurs 29

4.1.6. Impact de la technologie minière sur son environnement 29

4.2. PRINCIPE DE SELECTION D'UNE METHODE D'EXPLOITATION RATIONNELLE 29
4.3. SELECTION DE METHODES TECHNIQUEMENT APPLICABLES 31

4.3.1. Sélection par la méthode MMS UBC 31

4.3.2. Thèses préconisant le CAF et le SLC 32

Chapitre 5. LES METHODES D'EXPLOITATION DE KAMOTO 34

5.1. L'EXPLOITATION PAR CHAMBRES ET PILIERS 35

5.2. L'EXPLOITATION PAR FOUDROYAGE DE BLOCS (LE BLOC CAVING) 36

5.3. L'EXPLOITATION PAR SOUS NIVEAUX FOUDROYES (SLC) - 37

A. Avantage de la méthode 39

B. Inconvénients de la méthode 39

5.4. L'EXPLOITATION PAR TRANCHES MONTANTES REMBLAYEES (CAF) 39

5.4.1. CAF transversal 41

5.4.1.1. CAF transversal classique 41

5.4.1.2. CAF Transversal Retro 41

5.4.2. CAF longitudinal 42

A. Avantage de la méthode 42

B. Inconvénient de la méthode 43
Troisième partie : APPLICATION DU CUT AND FILL & SUBLEVEL CAVING 44

Chapitre 6. PRESENTATION DU LOGICIEL SURPAC MINEX 45

6.1. MODELISATION DE GISEMENT ET ESTIMATION DE RESSOURCES 45

6.1.1. Modélisation 45

6.1.2. Estimation géostatistique des ressources 46

6.2. DESIGN DE MINE SOUTERRAINE ET PLANIFICATION DE LA PRODUCTION 46


· Etapes de conception de design avec Surpac 6.1.2 47

Chapitre 7. MODELISATION DU PANNEAU 460_415 49

7.1. PLANS DES NIVEAUX 460, 445, 430 & 415 49

7.2. CONFIGURATION DU GISEMENT 54



Mine souterraine de Kamoto

7.2.1. Contours des orebodies par niveau 54

7.2.2. Modélisation tridimensionnelle du gisement 59

7.3. Evaluation des réserves du panneau 460_415 61

7.4. EVALUATION DU TONNAGE ANNUEL 61

Chapitre 8. PERFORMANCES TECHNIQUES DES METHODES CAF ET SLC 63

8.1. EVALUATION TECHNIQUE DU CAF 63

8.1.1. Design du projet en CAF 63

8.1.2. Volumes de travaux en CAF 69

· Traçage 69

· Rampes 69

· Elargissage 70

· Dépilage 70

8.2. EVALUATION TECHNIQUE DU SLC 71

8.2.1. Design du projet en SLC 71

8.2.2. Volumes des travaux en SLC 77

· Traçage 77

· Rampes 77

· Dépilage 78

Chapitre 9. PERFORMANCES ECONOMIQUES DU CAF & SLC 79

9.1. EVALUATION DU COUT DE PRODUCTION EN CAF 79

9.2. EVALUATION DU COUT DE PRODUCTION EN SLC 79

9.3. COURS DU CUIVRE ET DU COBALT 81

9.3.1. Prix actuel 81

9.3.2. Projection 81

Quatrième partie : ETUDE COMPARATIVE DU CAF ET DU SLC 82

Chapitre 10. ANALYSE TECHNICO-ECONOMIQUE DU CAF ET SLC 83

10.1. COMPARAISON TECHNIQUE 83

10.2. COMPARAISON ECONOMIQUE 86

CONCLUSION & SUGGESTION 89

BIBLIOGRAPHIE 91

LISTE DES TABLEAUX 93

LISTE DES ILLUSTRATIONS 94

TABLE DE MATIERES 95

ANNEXES 98



Mine souterraine de Kamoto

ANNEXES

KTO Underground Mining



Mine souterraine de Kamoto

105339		120000	(14661)
2118	487			(1631)
911	309			(602)
28	28			-
21	100			79
702	587			(115)
3176	1768			(1378)
573	367			(206)
47	100			53
178	200			22
7724	3947			(3778)
665	1150			485
5848	2286			(3563)
950	220			(730)
250	250			-
11	41			30
7724	3947			(3778)

Total Minerai Tonnes

Activité

Forage & Minage $'000

Chargement et transport $'000

Tramming $'000

Remblayage $'000

Auxiliaires $'000

Maintenance $'000

Infrastructure $'000

Services techniques $'000

Administration directe $'000

Coût total $'000

Type de dépense

Labour $'000

Approvisionnement $'000

Services $'000

Energie $'000

Frais généraux $'000

Coat total $'000

1094088		1105000		(10912)
7920	4732		(3188)
2915	2836		(79)
688	338		(330)
550	1130		580
5125	6170		1045
16226	16409		183
4396	4409		13
611	1197		586
2927	2410		(517)
41338	39631		(1707)
9092	13535		4442
23663	20463		(3200)
5561	2430		(3131)
2874	2700		(174)
148	504		356
41338	39631		(1707)



73

-

73

Augmentation/Diminution
dans l'inventaire

4855

(1451)

(6336)

$'000

7724			4020	(3705)
7333	32,89			(40,44)
9		6			(3)
574		637			63
218		-			(218)
801		643			(158)

Coats totaux $'000

Coat par tonne de Minerai $/T

Ressources humaines
Expatriés
Locaux
Sous-traitance
Total

46193	38150	(8043)
37,78	35,87	(1,92)
9	6		6
574	637		63
218	-		(218)
801	643		(158)
Mois de Décembre							Cumul 2009 jusque Décembre

ACTUEL BUDGET Variance DESCRIPTION Unité ACTUEL BUDGET Variance



Etude comparative de l'exploitation de la zone 1 dans les niveaux supérieurs a 475 par le CAF et par le SLC

Mine souterraine de Kamoto







Etude comparative de l'exploitation de la zone 1 dans les niveaux supérieurs a 475 par le CAF et par le SLC

Mine souterraine de Kamoto

102

Coupe transversale dans les orebodies sulfurés, Division III



Mine souterraine de Kamoto















Mine souterraine de Kamoto

Affaissement crée par une exploitation en SLC (The Captain's pit in Malmberget. Photo courtesy of
LKAB) [26]



Puits de translation du personnel & matériel (Puits II) de KTO. [22]



Vos suggestions pour améliorer ce travail seront les bienvenues

Contacts .
·

Téléphone .
· 00243998596930, 00243815516066, 00243856106855

Emails .
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Marc KALALA