PERFORMANCE DES CHANTIERS OUVERTS EN
CONTEXTE DE MINES PROFONDES
Mémoire
Jérôme Robert Martel
Maîtrise en génie des Mines
Maîtrise ès sciences (M. Sc.)
Québec, Canada
PERFORMANCE DES CHANTIERS OUVERTS EN
CONTEXTE DE MINES PROFONDES
Mémoire
Jérôme Robert Martel
Sous la direction de :
RÉSUMÉ
Le présent mémoire expose les résultats d’une étude de la performance des chantiers ouverts dans un contexte de mines profondes ayant été effectuée dans le cadre du projet de recherche « Mines profondes : défis d’exploitation et impacts sur la récupération minéralurgique » réalisé par le département de génie des mines, de la métallurgie et des matériaux de l’Université Laval.
Les données utilisées dans le cadre de cette étude sont en lien avec la planification et l’exploitation de plus de mille chantiers minés entre 860 et 2 450 m de profondeur à la mine souterraine LaRonde de Mines Agnico Eagle, la plus profonde actuellement de l’hémisphère ouest. On y présente une revue de la littérature qui fait la description des problématiques de dilution et de pertes opérationnelles de la réserve minérale liées à la performance des chantiers ouverts ainsi que de leurs conséquences sur les projets miniers. Une comparaison des performances planifiées et réalisées au site de LaRonde y est présentée, ainsi que les résultats d’analyses statistiques ayant permis de montrer que la variation du ratio des contraintes in situ avec la profondeur est un facteur d’influence significatif de la performance des chantiers. L’effet de ce facteur d’influence y est aussi illustré et validé à l’aide d’une série de modèles numériques.
Le mémoire présente également une première approche visant à développer un modèle d’évaluation de la dilution dans les chantiers ouverts qui prend en compte la profondeur de minage. Finalement, afin d’améliorer la précision de l’estimation de la réserve minérale lors de l’évaluation de projets miniers, une méthodologie d’estimation intégrant le modèle d’évaluation proposé est présentée pour les projets dont les contextes géologique, géotechnique et opérationnel sont comparables à ceux du site de LaRonde.
ABSTRACT
This thesis presents the results of a performance study of open stopes in deep mines as part of the “Deep Mines: Operating challenges and impacts on mineralurgical recovery” research project developed by the Laval University Mining Engineering, Metallurgy and Materials Department. The data used in this study are sourced from more than 1,000 open stopes mined between 860 and 2,450 meters from surface at the LaRonde mine, the deepest underground mine in the Western hemisphere.
This study contains a literature review that describes the problems related to dilution and ore losses stemming from open stope efficiency and their impacts on mining projects. The study presents a comparison of the planned and actual efficiency at LaRonde as well as a statistical demonstration that the variation of the in situ stress ratio and the depth is a significant factor that influences open stope productivity. The effect of this performance factor is illustrated and validated using a series of numerical models.
This thesis also presents a preliminary step to develop an open stope dilution evaluation model taking into account the mining depth. Finally, in order to improve the precision of mineral reserve estimates during mine project evaluation, an estimation methodology integrating the proposed model is presented for projects that have similar geological, geotechnical, and operational parameters as the LaRonde mine.
TABLE DES MATIÈRES
RÉSUMÉ ... iii
ABSTRACT ... iv
TABLE DES MATIÈRES ... v
LISTE DES TABLEAUX ... viii
LISTE DES FIGURES ... ix
SYMBOLES ET ABRÉVIATIONS ... xi
REMERCIEMENTS ... xv
1 Chapitre 1 : Introduction générale ... 1
1.1 Introduction ... 1
1.2 Définition de la problématique ... 2
1.3 Conséquences de la dilution et des pertes sur la rentabilité économique et les investissements ... 4
1.4 État actuel de l’industrie face à la problématique ... 5
1.5 Buts et hypothèse de base du projet de recherche ... 6
1.6 Pertinence et originalité du projet ... 6
1.7 Plan du mémoire ... 7 1.8 Méthodologie ... 8 1.9 Site à l’étude ... 8 1.9.1 Description et localisation ... 8 1.9.2 Historique ... 10 1.9.3 Géologie et minéralisation ... 11 1.9.4 Géomécanique ... 13
1.9.5 Méthodes de minage et équipements mobiles ... 15
1.10 Conclusion ... 17
2 Chapitre 2 : Revue de littérature ... 18
2.1 Introduction ... 18 2.2 Définitions et terminologie ... 18 2.2.1 Minerai ... 19 2.2.2 Stérile ... 19 2.2.3 Dilution ... 19 2.2.4 Pertes ... 19
2.2.5 Dilution et pertes géologiques ... 19
2.2.6 Dilution interne planifiée ... 19
2.2.7 Dilution opérationnelle estimée ... 20
2.2.8 Facteur de dilution ... 20
2.2.10 Pertes opérationnelles estimées ... 20
2.2.11 Pertes dues au traitement ... 20
2.2.12 Pourcentage de pertes ... 21
2.2.13 Ressources délimitées planifiées ... 21
2.2.14 Minerai de cas de base d’exploitation ... 21
2.2.15 Minerai planifié à extraire ... 21
2.2.16 Réserve minérale... 21
2.2.17 Coût unitaire d’opération ... 22
2.2.18 Teneur de coupure ... 22
2.2.19 Équivalent linéaire de bris hors profil (ELOS) ... 22
2.2.20 Équivalent linéaire de perte de minerai (ELLO) ... 23
2.3 La dilution et les pertes dans le processus de design minier ... 23
2.4 Effets liés à la dilution et aux pertes ... 25
2.4.1 Effet sur la teneur et le coût d’opération ... 25
2.4.2 Effet sur le chargement et le transport du minerai ... 25
2.4.3 Effet sur les besoins en remblai ... 26
2.4.4 Effet sur le traitement ... 26
2.5 Paramètres d’influences ... 26
2.5.1 Paramètres influençant la dilution et les pertes planifiées ... 27
2.5.2 Paramètres influençant la dilution et les pertes opérationnelles ... 28
2.6 Méthodes d’estimation de la dilution et des pertes ... 44
2.6.1 La modélisation numérique ... 44
2.6.2 Méthode de design des chantiers en fonction de la dilution ... 45
2.6.3 Méthode des graphiques de stabilité ... 48
2.7 Méthodologie d’estimation de la réserve minérale ... 54
2.8 Conclusion ... 55
3 Chapitre 3 : Présentation de la base de données, des analyses et des résultats ... 56
3.1 Introduction ... 56
3.2 Mesures des contraintes in situ ... 56
3.3 Description de la base de données ... 58
3.4 Performances planifiées versus réalisées ... 61
3.5 Analyses statistiques ... 62
3.5.1 Analyse de la distribution d’ELOS ... 62
3.5.2 Analyse des facteurs d’influence d’ELOS ... 64
3.6 Modélisation numérique ... 67
3.6.1 Analyse avec Phase2 ... 67
3.7 Limitation liées aux analyses ... 75
3.8 Conclusion ... 76
4 Chapitre 4 : Modèle d’évaluation de la performance des chantiers et méthodologie d’estimation de la réserve minérale pour mines profondes ... 77
4.1 Introduction ... 77
4.2 Développement d’un modèle d’évaluation de la performance des chantiers ouverts prenant en compte l’effet de la profondeur ... 77
4.2.1 Conception du modèle ... 78
4.2.2 Comparaison des modèles d’évaluation d’ELOS en fonction de RMR’ et HR et de RMR’ et HR’85 4.2.3 Application du modèle d’évaluation d’ELOS à l’ensemble des chantiers de la base de données de la mine LaRonde ... 87
4.2.4 Commentaires et limitations ... 88
4.3 Intégration du modèle d’évaluation à la méthodologie d’estimation de la réserve minérale ... 88
4.3.1 Exemple d’utilisation de la méthodologie d’estimation de la réserve minérale en contexte de mines profondes ... 90
4.3.2 Comparaison des résultats obtenus avec de la méthodologie d’estimation et le modèle d’évaluation d’ELOS versus les valeurs d’ELOS planifiées à la mine LaRonde ... 97
4.3.3 Remarques ... 99
4.4 Conclusion ... 99
5 Chapitre 5 : Conclusions générales ... 101
5.1 Introduction ... 101
5.2 Réalisations ... 101
5.3 Discussion ... 102
5.3.1 Commentaires sur les résultats de l’étude ... 102
5.3.2 Rôle de l’étude dans le projet recherche « Mines profondes : défis d’exploitation et impacts sur la récupération minéralurgique » ... 103
5.4 Travaux futurs ... 104
5.5 Conclusion ... 105
Bibliographie ... 106
ANNEXE A : Base de données de la mine LaRonde ... 110
ANNEXE B : Statistiques descriptives des distributions d’ELOS ... 122
ANNEXE C : Tests d’hypothèses et intervalles de confiance ... 126
ANNEXE D : Rapport de résolution du plan d’expérimentation avec valeurs d’entrées ... 130
ANNEXE E : Rapports de modélisation Phase2 ... 138
LISTE DES TABLEAUX
Tableau 1-1 : Propriétés mécaniques des roches types ... 15
Tableau 1-2 : Valeur du GSI pour les roches types ... 15
Tableau 1-3 : Principaux équipements mobiles de la mine LaRonde ... 17
Tableau 2-1 : Description physique des massifs rocheux pour les classes rencontrées dans les mines opérant par chantiers ouverts ... 30
Tableau 3-1 : Mesures des contraintes in situ – puits Penna et propriétés avoisinantes ... 57
Tableau 3-2 : Valeurs moyennes, minimales et maximales des principaux paramètres de la base de données ... 61
Tableau 3-3 : Valeurs et plages de valeurs des facteurs d’influence du plan d’expérimentation (DOE) ... 65
Tableau 3-4 : Estimation d’ELOS et de son pourcentage de réduction par rapport à la variation du ratio Kmax pour les épontes supérieures des chantiers analysés à l’aide des modèles numériques réalisés avec Phase2 ... 72
Tableau 3-5 : Volume de l’enveloppe de relaxation (σ3 ≤ 0.2 MPa) et de son pourcentage de réduction par rapport à la variation du ratio Kmax pour les chantiers analysés à l’aide des modèles numériques réalisés avec Examine 3D ... 75
Tableau 4-1 : Synthèse de la comparaison des modèles d’évaluation d’ELOS en fonction de RMR’ et HR et de RMR’ et HR’ ... 86
Tableau 4-2 : ELOS et dilution réalisés versus estimés ... 87
Tableau 4-3 : Paramètres de gisement ... 90
Tableau 4-4 : Paramètres de design ... 91
Tableau 4-5 : Paramètres d’exploitation ... 93
Tableau 4-6 : Paramètres économiques ... 95
Tableau 4-7 : Comparaison de la teneur du minerai planifié à extraire à la teneur de coupure ... 96
Tableau 4-8 : Paramètres d’exploitation avec valeurs moyennes d’ELOS planifié à la mine LaRonde ... 98
Tableau 4-9 : Comparaison des résultats obtenus pour les deux scénarios de planification ... 98
Tableau 4-10 : Comparaison des quantités d’or, coûts d’opération et revenus associés aux deux scénarios de planification à l’étude ... 98
LISTE DES FIGURES
Figure 1-1 : Limites planifiées et finales estimées d’un chantier d’abattage ... 3
Figure 1-2 : Localisation de la mine LaRonde ... 9
Figure 1-3 : Section longitudinal de la mine LaRonde ... 13
Figure 1-4 : Estimation du GSI à partir d’une description géologique de la masse rocheuse ... 14
Figure 1-5 : Séquence idéale de minage ... 16
Figure 2-1 : Schéma décrivant l’équivalent linéaire de bris hors profil (ELOS) ... 23
Figure 2-2 : Progression des pertes et de la dilution ... 24
Figure 2-3 : Influence de la qualité des épontes et de la nature du gisement sur le choix de la méthode d’abattage ... 27
Figure 2-4 : Interprétation par des fonctions non linéaires des données de contraintes d’Arjang et Herget (1997) par rapport à la profondeur selon Diederichs (1999) ... 31
Figure 2-5 : Chemins possibles de l’état de contraintes induites pour un chantier ... 33
Figure 2-6 : Enveloppe de la relaxation induite aux épontes d’un chantier ouvert (Ratio Kmax=2) ... 33
Figure 2-7 : Résultats de tests en compression biaxiale de différents types de rocs ... 34
Figure 2-8 : Vues iso et section montrant la géométrie d’une chambre ouverte typique ... 36
Figure 2-9 : Géométries stables pour les chantiers ouverts ... 37
Figure 2-10 : Détermination du facteur de rayon ... 38
Figure 2-11 : Influence du pendage de la foliation par rapport à la stabilité de l’éponte supérieure d’un chantier ... 39
Figure 2-12 : Schéma de l’influence des ouvertures inférieures et supérieures sur l’état de contraintes d’un chantier ... 39
Figure 2-13 : Effets possibles dus à des travaux de forage inadéquats... 40
Figure 2-14 : Schéma d’analyse du contrôle des effets dus aux sautages ... 41
Figure 2-15 : Phénomène physique associé au sautage du roc ... 42
Figure 2-16 : Dilution versus RMR ... 47
Figure 2-17 : Procédure de mesure et de calcul de la valeur du RQD ... 49
Figure 2-18 : Paramètres de stabilité pour la méthode des graphiques de stabilité proposés ... 50
Figure 2-19 : Graphique de stabilité modifié ... 50
Figure 2-20 : Graphique de stabilité de N’ en fonction de HR avec zones d’équivalent linéaire de bris hors profil (ELOS) ... 51
Figure 2-21 : Graphique de stabilité de RMR’ en fonction de HR avec zones d’équivalent linéaire de bris hors profil (ELOS) ... 51
Figure 2-22 : Méthodologie générale d’évaluation de réserve minérale ... 54
Figure 3-1 : Interprétation par des relations linéaires des données de contraintes au site de LaRonde ... 57
Figure 3-2 : Interprétation par des relations non linéaires des données de contraintes au site LaRonde ... 58
Figure 3-3 : Histogrammes de la distribution des profondeurs, HR, GSI et temps de tenue des chantiers et de leur éponte supérieure ... 60
Figure 3-4 : Distribution des valeurs d’ELOS planifiées et réalisées pour les épontes supérieures et inférieures des chantiers de la base de données ... 63
Figure 3-5 : Graphique Pareto des effets standardisés des facteurs d’influence pour un intervalle de confiance de 90% (α = 0.1) ... 66
Figure 3-6 : Graphiques des effets principaux des facteurs d’influence statistiquement significatifs sur la valeur moyenne d’ELOS ... 66
Figure 3-7 : Réseau de mailles et paramètres du massif rocheux des modèles numériques avec éponte en sulfure semi-massif ... 68
Figure 3-8 : Réseau de mailles et paramètres du massif rocheux des modèles numériques avec éponte en tuf intermédiaire ... 69
Figure 3-9 : Méthode de mesure de l’enveloppe de relaxation de l’éponte supérieure des chantiers analysés avec Phase2 ... 70 Figure 3-10 : Schéma en trois dimensions de l’enveloppe de relaxation pouvant se former à l’éponte d’un chantier ouvert ... 71 Figure 3-11 : Graphique d’ELOS en fonction du ratio Kmax pour les épontes supérieures des chantiers
transversaux de la base de données ... 73 Figure 3-12 : Vue iso d’un chantier isolé avec plans de la contrainte σ3 et iso surface de σ3 ≤ 0.2 MPa
modélisé avec Examine 3D ... 74 Figure 4-1 : Graphiques des niveaux d’interaction entre le facteur d’influence ratio Kmax et les facteurs
d’influence HR et RMR ... 79 Figure 4-2 : Graphique d’ELOS en fonction du ratio Kmax avec courbe de régression et l’équation associée au facteur de correction de HR ... 80 Figure 4-3 : Surface de réponse d’ELOS en fonction de RMR’ et HR’ ... 81 Figure 4-4 : Graphique du modèle d’évaluation d’ELOS (m) en fonction de RMR’ et HR’ avec les points représentant les 2 246 observations utilisées pour la régression ... 81 Figure 4-5 : Graphiques des effets principaux de RMR’ et HR’ sur la valeur moyenne d’ELOS ... 82 Figure 4-6 : Histogramme de la distribution et pourcentage cumulé des résiduels entre les valeurs d’ELOS estimées et réelles ... 83 Figure 4-7 : Histogrammes des résiduels d’ELOS des épontes supérieures et inférieures avec fonctions de densité de probabilité ajustées ... 84 Figure 4-8 : Histogramme de la distribution des résiduels entre les sommes des valeurs d’ELOS estimées et réelles des épontes d’un chantier avec la courbe de la fonction de densité de probabilité et les trois
paramètres associés ... 85 Figure 4-9 : Étape de la méthodologie d’estimation de la réserve minérale influencée par l’intégration d’un modèle d’évaluation d’ELOS en fonction de RMR’ et HR' et des données de l’étude ... 89 Figure 4-10 : Pourcentages cumulés associés à la distribution des résiduels entre la somme des valeurs d’ELOS estimées et réelles pour les épontes d’un chantier ... 97
SYMBOLES ET ABRÉVIATIONS
° degré °C degré Celsius A facteur de contrainte b épaisseur du chantier b1 puissance du gisement B facteur d’orientation des joints BEM méthode avec éléments frontière C facteur de gravitéCAD dollar canadien
CBE minerai du cas de base d’exploitation
CBEE minerai en cas de base d’exploitation à extraire cm centimètre
CMS système de mesure de cavités
Corr. ajustement dû à l’effet de la gravité
DDM méthode avec déplacement de discontinuité DEM méthode avec éléments discrets
DFN méthode avec réseau de fractures discret DIP dilution interne planifiée
DOE dilution opérationnelle estimée ELLO équivalent linéaire de perte de minerai ELOS équivalent linéaire de bris hors profil FD facteur de dilution global
fd facteur de dilution
fd1 facteurs de dilution internes fd2 facteur de dilution opérationnelle
FDM méthode avec différences finies FDP fonction de densité de probabilité FEM méthode avec éléments finis FR facteur de récupération
g gramme
GPa gigapascal
GSI « Geological Strength Index » HR rayon hydraulique
HR’ rayon hydraulique ajusté
Ja nombre associé au niveau d’altération des discontinuités Jn nombre associé aux familles de discontinuités
Jr nombre associé à la rugosité des discontinuités k paramètre de forme
km kilomètre
Kmax ratio de la contrainte horizontale maximale sur la contrainte verticale Kmin ratio de la contrainte horizontale minimale sur la contrainte verticale
m mètre
mm millimètre
MNuttli magnitude de Nuttli MPa mégapascal
MPE minerai planifié à extraire MRMR « Mining Rock Mass Rating » N’ indice de stabilité
p1 pourcentages des pertes planifiées p2 pourcentages des pertes opérationnelles PMP pertes de minerai planifiées
POE pertes opérationnelles estimées de minerai pp pourcentage final de pertes
PPV vitesse de crête des particules Q « Tunnelling Quality Index » Q’ indice de classification NGI modifié
r rayon
R distance radiale au centre du sautage en mètres R2 coefficient de corrélation
RDP ressource délimitée planifiée
RDPE ressource délimitée planifiée à extraire RF facteur de rayon
RM réserve minérale RMR « Rock Mass Rating » RMR’ RMR ajusté
RQD rock quality designation
t tonne
t0 teneur moyenne de la ressource délimitée planifiée (RDP) t1 teneur moyenne du minerai de cas de base d’exploitation (CBE) t2 teneur moyenne du minerai planifié à extraire (MPE)
tc teneur de coupure TRI taux de rendement interne
UCS résistance en compression uniaxiale USD dollar américain
V volume
VAN valeur actualisée nette vp valeur du point
W nombre de kilogrammes d’explosif par délai z profondeur
α seuil de signification Ε module de Young
θ pendage de l’éponte supérieure μ paramètre de localisation ν coefficient de Poisson σ paramètre d’échelle σ1 contrainte majeure σ2 contrainte semi-majeure σ3 contrainte mineure
σc résistance en compression uniaxiale σHmax contrainte horizontale maximale σHmin contrainte horizontale minimale σt résistance en tension du massif σV contrainte verticale
REMERCIEMENTS
Un grand merci à Marcel Laflamme et à Stefan Planeta pour leur appui et tous les bons conseils qu'ils m'ont fournis tout au long de la réalisation de mon projet de maîtrise.
De plus, je me dois de remercier le personnel de la mine LaRonde qui m’a permis de recueillir les informations pertinentes à mon projet de recherche.
Bien sûr, je désire souligner que ce projet n’aurait pas pu se réaliser sans l’appui financier du programme « Développement durable du secteur minier » du Fonds de recherche du Québec – Nature et technologies.
1 Chapitre 1 : Introduction générale
1.1 Introduction
La définition de mine profonde s’est grandement modifiée au cours du 20e siècle. Au Canada, les premières mentions de « mines profondes » ont été faites à la fin du 19e siècle concernant les mines d’or de la Nouvelle-Écosse. En 1905, cette province accepte une loi sur les Mines Profondes, rendant l’assistance financière disponible aux opérateurs miniers qui ont la volonté d’approfondir des puits à des profondeurs plus grandes que 150 m (Udd, 2006). La scène minière canadienne a bien évolué depuis, elle comprend aujourd’hui deux des plus profondes mines au monde, Kidd Creek en Ontario et LaRonde au Québec, chacune avec des opérations s’étendant à plus de 3 000 m et des gisements ouverts en profondeur (Counter, 2014; Turcotte, 2014). Au Québec, s’ajoutent les mines Westwood et Éléonore visant des profondeurs d’exploitation supérieures à 2 000 m, en plus d’un potentiel géologique qui permet d’anticiper la réalisation de bien d’autres projets miniers semblables. Au cours de la deuxième moitié du 20e siècle, les progrès techniques ont entrainé la mécanisation des opérations minières, les portant à l’abandon des méthodes de minage hautement sélectives au profit de méthodes à haut rendement comme celles avec chantiers ouverts (Udd, 2006). Une analyse des pratiques de minage canadiennes publiée en 1995 a démontré qu’à cette époque 90 % du tonnage provenant des mines souterraines était extrait par une méthode avec chantiers ouverts (Potvin et Hadjigeorgiou, 2001). Aujourd’hui, l’utilisation de cette méthode de minage s’effectue jusqu’à des profondeurs qui dépassent 3 000 m.
L’approfondissement et la mécanisation des mines amènent actuellement l’industrie à faire face à de nouveaux défis liés à l’environnement et aux conditions de minage. Ces défis techniques qui mettent à l’épreuve la santé et la sécurité ainsi que la rentabilité des opérations sont principalement liés à la ventilation et à l’état de contraintes. En ce qui a trait à la ventilation, c’est la température et la qualité de l’air qui sont problématiques. Les sources de chaleur influençant la qualité de l’air sont principalement les équipements motorisés, les opérations de sautage et la combustion des sulfures par le minerai et le remblai en pâte. Les autres sources de chaleur sont le phénomène de compression adiabatique qui entraine une augmentation de la température de l’air en profondeur, le gradient thermique du massif qui est d’environ 10.6 °C/km dans le Bouclier canadien, les climatiseurs, les ventilateurs secondaires et la friction de l’air (Paré et Turcotte, 2013). L’état de contraintes, pour sa part, augmente avec la profondeur et atteint des proportions qui dépassent la résistance du massif rocheux. Cet état de surcharge survient à différentes profondeurs, selon l’état de contraintes in situ et les caractéristiques du massif rocheux associées aux gisements minés. Cet état de surcharge dépend aussi de l’importance des contraintes induites qui résultent de la redistribution de contraintes in situ autour des ouvertures souterraines incluses dans l’infrastructure de la mine. Les
conséquences de miner dans ces conditions sont : la présence d’une couche de matériel brisé au pourtour des excavations, une convergence importante, la défaillance du support de terrain, des réhabilitations fréquentes, la fermeture des trous de forage et un fort niveau de sismicité associé aux ruptures de massifs rocheux (Bétournay et al., 2006; Potvin et al., 2007).
De nos jours, une mine profonde peut être définie comme une opération atteignant une profondeur pour laquelle les défis liés à l’environnement et aux conditions de minage forcent l’opérateur à modifier ses pratiques afin d’assurer la stabilité des ouvertures et la sécurité des travailleurs, tout en maintenant une opération rentable (Bétournay, 2016). Dans le cadre du projet actuel, la profondeur associée à cette définition est de 2 000 m, et elle correspond approximativement à la profondeur à laquelle le massif d’une mine comme LaRonde se retrouve en état de surcharge (Potvin et al., 2007).
La problématique liée à ces conditions d’exploitation est à l’origine de plusieurs projets de recherche, dont un intitulé « Mines profondes : défis d’exploitation et impacts sur la récupération minéralurgique ». L’objectif général de ce projet est de réduire l’incertitude relative aux défis techniques et économiques de l’évaluation des projets miniers dont la profondeur d’exploitation est de 2 000 m et plus. Ce projet d’envergure, effectué par une équipe de l’Université Laval en partenariat avec Agnico Eagle, Iamgold et Goldcorp et supporté financièrement par le programme « Développement durable du secteur minier » du Fonds de recherche du Québec – Nature et technologies (FRQNT), comprend la réalisation de deux doctorats et trois maîtrises. C’est dans le cadre de ce projet que la maîtrise à l’origine du présent mémoire est réalisée.
Ce mémoire s’articule sur cinq chapitres dont le premier fait l’introduction générale du projet de recherche. On y définit la problématique à l’étude, ses conséquences et l’état de l’industrie par rapport à celle-ci. Par la suite, on y présente l’hypothèse de base, la pertinence et l’originalité de l’étude ainsi qu’un plan du mémoire. Finalement, le chapitre se conclut par les descriptions de la méthodologie et du site minier à l’étude.
1.2 Définition de la problématique
La performance d’un chantier se mesure par son habilité à permettre une extraction maximale du minerai inclus dans ses limites tout en minimisant la dilution (Villaescusa, 2004). Les principaux aspects liés à la performance des chantiers sont présentés à la Figure 1-1. La performance peut être décrite par les taux de dilution et de pertes opérationnelles et ces derniers sont influencés par une multitude de facteurs : la qualité et le comportement du massif et du remblai, l’état de contraintes, la géométrie et l’orientation des chantiers, la séquence de minage, le temps de tenue et la performance des opérations de conception, d’arpentage, de forage, de sautage et de manutention. En conséquence, lors de l'analyse de la performance des chantiers, le
grand nombre de variables liées à ces facteurs rend difficile la quantification de l’influence respective de chacun d’eux (Tommila, 2014).
Figure 1-1 : Limites planifiées et finales estimées d’un chantier d’abattage (Planeta et al., 2013)
L’estimation et le contrôle des taux de dilution et de pertes lors de l’évaluation et de la réalisation des projets miniers sont faits à partir de données historiques et de méthodes empiriques utilisées conjointement avec des modèles numériques. La plus largement utilisée de ces méthodes est celle des graphiques de stabilité, introduite par Mathews au début des années 1980. Elle a été créée pour aider au design des chantiers ouverts dans des gisements massifs à plus de 1 000 m de profondeur (Suorineni, 2010) et c’est seulement à partir de 1998, avec l’introduction par Clark et Pakalnis du graphique de stabilité avec l’équivalent linéaire de bris hors profil (ELOS), que la méthode a permis un estimation quantitative de la dilution.
Plusieurs études réalisées auprès de minières canadiennes ont mis en évidence la présence de pourcentages de dilution élevés dans les mines opérant par chantiers ouverts : 20.4 % dans huit mines de Noranda, 33 % en moyenne dans les mines d’INCO Thompson (Planeta et Paraszczak, 2001) et plus de 20 % pour 40 % des répondants d’un sondage réalisé sur quinze mines (Pakalnis, 1986). D’autres études prouvent que le fait
d’opérer avec un taux de dilution aussi important que 20 %, ou simplement supérieur à celui estimé lors des études de faisabilité, peut être critique pour la survie financière d’une opération minière (Elbrond, 1994; McCarthy, 2002; Planeta et Paraszczak, 2001).
Bien que de nombreuses études aient été faites afin de combler les lacunes inhérentes aux différentes méthodes de design et d'estimation (Suorineni, 2010), la problématique de performance des chantiers et le manque d’outil adéquat d’évaluation des taux de dilution et de pertes en contexte de mines profondes ont rarement été étudiés. Peu d'informations relatives au contexte sont donc disponibles, ce qui vient ajouter davantage de complexité à la résolution de cette problématique.
1.3 Conséquences de la dilution et des pertes sur la rentabilité
économique et les investissements
La dilution et les pertes affectent les opérations minières de plusieurs façons; elles se font ressentir des étapes de production jusqu’à celles du traitement du minerai. Leurs effets touchent la rentabilité économique des projets et peuvent aller jusqu'à entrainer la fermeture de certaines opérations. Une revue des performances de près de 50 mines nord-américaines a montré que seulement 10 % ont atteint leurs objectifs commerciaux et que 38 % ont échoué en une période moyenne d’un an. Une autre étude montre que sur 35 mines d’or australiennes, 68 % d’entre elles n’arrivaient pas à livrer la teneur planifiée (McCarthy, 2002). Bien que ces performances désolantes ne soient pas entièrement dues à la dilution et aux pertes, des études ont mis en évidence que ces problématiques font partie des principaux facteurs à l’origine de la fermeture ou des difficultés financières des opérations minières (Planeta, 2001).
La dilution et les pertes ont une influence négative sur le coût d’opération. De nombreuses études économiques et de faisabilité démontrent que les indices de rentabilité économique des projets miniers, la valeur actualisée nette (VAN) et le taux de rendement interne (TRI), sont très sensibles aux changements du coût d’opération. En appui à cette proposition, on présente le fait qu’un cas d’étude de Smith (2002) démontre qu’une diminution de ce coût de 20 % augmente le TRI de 91 % et qu’une augmentation de 20 % diminue le TRI de 114 % (Planeta et Szymanski, 2010). Selon une autre source, la VAN d’une opération peut être réduite à la moitié de la valeur du cas de base par une dilution de 10 % ou par une perte de minerai de 20 % seulement (Elbrond, 1994).
Plusieurs publications viennent mettre en évidence l’incapacité de l’industrie à prévoir l’effet réel de la dilution et des pertes sur la rentabilité économique de leurs projets, et ce plus particulièrement pour ceux qui utilisent des techniques de minage à haut rendement comme celles par chantiers ouverts (Planeta, 2013). On va même jusqu’à conclure qu’il n’existe aucune méthodologie permettant d’évaluer les coûts de minage selon les
marges d’erreur d’estimation acceptables lors des différentes étapes d’évaluation des projets miniers (Planeta et Szymanski, 2010). Il est aussi avancé que l’incapacité de l’industrie et de la recherche de terrain à trouver des solutions adéquates à la gestion des problèmes géotechniques à l’origine de la dilution et des pertes en quantité supérieure à ce qui est prévu par les études de faisabilité des projets engendre un niveau de risque pouvant mettre en péril les investissements miniers (Elbrond, 1994; Kazakidis et Scoble, 2002).
1.4 État actuel de l’industrie face à la problématique
Les outils actuellement utilisés par les ingénieurs miniers afin d’effectuer le design des chantiers d’abattage et d’estimer leurs performances sont des méthodes empiriques et des modèles numériques. Les méthodes empiriques se basent sur des données de terrain obtenues par expérimentations et par l’observation des comportements de massifs rocheux. Les modèles numériques pour leurs parts utilisent des codes basés sur l’aspect physique de la problématique afin de prédire le comportement du massif rocheux à partir d’une description de sa constitution physique.
Tel que mentionné à la section 1.2, la performance des chantiers est influencée par une multitude de facteurs et l’influence respective de ces facteurs est difficilement quantifiable. Il s’avère donc laborieux, voire impossible, d’intégrer la totalité de ces facteurs dans un modèle numérique. Les modèles numériques doivent donc être calibrés à l’aide d’observations de terrain pour générer des prédictions représentatives du comportement du massif rocheux aux sites d’utilisation (Wiles, 2007). Il est à noter que les modèles numériques sont des outils importants dans l’étude de l’état de contraintes induit au pourtour des excavations. En effet, ils aident à l’identification des zones de rupture potentielle, mais ils ne procurent pas de moyen direct d’estimer quantitativement les taux de dilution et de pertes.
Les méthodes empiriques prennent implicitement en compte les effets des nombreux facteurs d’influences. Pour cette raison, les prédictions faites avec des méthodes empiriques se révèlent souvent plus près de la réalité que celles obtenues par des analyses théoriques sophistiquées (Suorineni, 2014). De plus, les méthodes empiriques, comme celle proposée par Clark (1998), introduisent des variables telles que l’équivalent linéaire de bris hors profil (ELOS) et l’équivalent linéaire de perte de minerai (ELLO), lesquelles permettent le calcul direct des taux de dilution et de pertes estimés. L’utilisation des méthodes empiriques doit par contre être faite en considérant les limites des bases de données et des hypothèses sur lesquelles elles reposent. On mentionne que bien que les méthodes empiriques populaires aient été valides lors de leur développement, elles ont maintenant atteint leurs limites et nécessitent des améliorations afin de répondre aux besoins actuels de l’industrie (Suorineni, 2014).
En résumé, l’industrie possède actuellement deux groupes d’outils afin de faire l’estimation des taux de dilution et de pertes durant les étapes d’évaluation d’un projet minier. Le premier groupe est constitué de modèles numériques dont la calibration est nécessaire avant d’obtenir des prédictions fiables, ce qui est peu pratique durant la période d’évaluation des projets étant donné le nombre limité d’observations de terrain disponible. Le deuxième groupe comprend des méthodes empiriques dont l’usage est souvent fait de manière inappropriée étant donné le fait qu’elles s’inspirent de bases de données comprenant des cas qui ne sont pas toujours représentatifs des conditions rencontrées (Suorineni, 2014).
1.5 Buts et hypothèse de base du projet de recherche
Le présent projet a été réalisé dans le but de repousser les limites des méthodes empiriques en dressant une base de données pertinente permettant d’identifier les facteurs d’influences liés à la profondeur de minage et d’analyser leurs impacts sur les taux de dilution et de pertes opérationnelles rencontrés dans les opérations avec chantiers ouverts. Le but ultime du projet est de présenter une méthodologie d’estimation de la réserve minérale intégrant un outil d’évaluation de la dilution et des pertes dans les chantiers ouverts en contexte de mines profondes au Québec.
L’hypothèse de base qui gouverne ce projet est la suivante : dans des contextes géologique, géomécanique et opérationnel donnés, les taux de dilution et de pertes opérationnelles dans les chantiers ouverts varient par rapport à la profondeur et il est possible d’estimer ces taux à l’aide d’un modèle empirique prenant en compte cette relation.
1.6 Pertinence et originalité du projet
Le projet repose sur une collecte exhaustive de données d’analyses effectuée au site de la mine LaRonde, l’opération minière la plus profonde au Québec. Les données recueillies comprennent l’état des contraintes in
situ selon la profondeur ainsi que les informations relatives aux contextes géologique, géomécanique et
opérationnel liés à la planification et l’extraction de plus de mille chantiers d’abattage situés entre les profondeurs de 860 m et 2 450 m. La classification et l’étude de ces données à l’aide d’outils d’analyse statistique ont permis la mise en évidence des facteurs d’influence significatifs et l’estimation de leurs impacts sur la performance des chantiers ouverts dans les mines profondes québécoises dont les conditions d’exploitation sont comparables à celles de LaRonde en ce qui a trait au régime de contraintes, à la méthode d’exploitation et à la profondeur.
Ce projet est la première tentative faite afin de développer une méthodologie d’estimation de la réserve minérale intégrant un outil d’évaluation de la performance des chantiers ouverts prenant en compte l’effet de la profondeur, élaborée à partir de données relatives à l’exploitation de chantiers dont la profondeur atteint
2 450 m. Cette méthodologie permettra donc un calcul plus adéquat des réserves minérales présentées dans les études de faisabilité afin de mieux répondre à la norme NI 43-101 qui stipule que « les réserves minérales comprennent les matériaux de dilution et des provisions pour pertes subies lors de l’exploitation » (ICM, 2010).
1.7 Plan du mémoire
Ce mémoire porte sur l’étude de la problématique liée l’estimation de la dilution et des pertes dans les mines profondes avec chantiers ouverts. Il expose le contenu de cette étude en cinq chapitres. Le premier chapitre sert d’introduction au sujet de recherche. On y décrit la problématique, ses conséquences et l’état de l’industrie face à cette dernière. On y présente les buts, les hypothèses et la pertinence de l’étude. On y décrit ensuite le contenu du mémoire, la méthodologie utilisée puis le site à l’étude.
Le second chapitre consiste en une revue de la littérature faisant la définition des concepts et de la terminologie employés. On y décrit les problématiques de la dilution et des pertes dans le processus de minage, leurs effets et leurs paramètres d’influences. On y présente les méthodes d’évaluation de la dilution et des pertes actuellement utilisées par l’industrie ainsi qu’une méthodologie d’estimation de la réserve minérale inspirée de la norme NI 43-101 qui prend en compte la dilution et les pertes sur l’ensemble du processus de minage.
Le troisième chapitre fait la présentation de la base de données et une comparaison des performances planifiées par rapport aux performances réalisées au site de la mine LaRonde. On y présente et interprète les résultats des analyses statistiques et de la modélisation numérique effectuées dans le cadre de l’étude. On y discute aussi des limites associées à ces différentes analyses.
Le quatrième chapitre fait la description de la conception du modèle d’évaluation de la performance des chantiers ouverts prenant en compte l’effet de la profondeur et le compare avec le modèle actuellement utilisé. Par la suite, on y décrit à l’aide d’un exemple comment ce modèle peut être intégré à la méthodologie d’estimation de la réserve minérale présentée au chapitre 2.
Le cinquième et dernier chapitre présente les conclusions générales. On y présente un sommaire des réalisations ainsi que les commentaires en liens avec l’étude et sa contribution au projet de recherche « Mines profondes : défis d’exploitation et impacts sur la récupération minéralurgique ». Le chapitre se conclut par une énumération des travaux qui pourraient être entrepris afin de contribuer à l’étude de la performance des chantiers ouverts en contexte de mines profondes.
1.8 Méthodologie
La méthodologie utilisée dans le cadre de cette étude comporte une cueillette de données au site de la mine LaRonde ayant menée à l’assemblage d’une base de données pertinente à la problématique. Cette démarche a permis d’effectuer une comparaison entre les performances planifiés et celles réalisées par l’opération. Les observations comprises dans cette base de données ont ensuite été soumises à des analyses statistiques afin d’étudier les effets de l’augmentation de la profondeur de minage sur la performance des chantiers ouverts en ce qui a trait à la dilution et aux pertes enregistrées. De plus, la modélisation numérique a été utilisée afin d’illustrer les tendances observées.
Les résultats découlant de ces analyses ont été utilisés dans la conception, à l’aide de surface de régression, d’un modèle d’évaluation de la performance des chantiers ouverts qui prend en compte l’effet de la profondeur et ce modèle d’évaluation a été intégré à une méthodologie d’estimation de la réserve minérale. Finalement, l’utilisation de la méthodologie et du modèle est expliquée au moyen d’un exemple de calcul de la réserve minérale pour un chantier typique à un contexte de mines profondes.
1.9 Site à l’étude
1.9.1 Description et localisation
1.9.1.1 LocalisationLa division LaRonde est la mine phare d’Agnico Eagle. Elle se situe dans la municipalité de Preissac au nord-ouest du Québec dans la MRC de l’Abitibi entre les municipalités de Rouyn-Noranda et Val-d’Or, à environ 600 kilomètres au nord-ouest de Montréal. L’accès à la mine est possible, par l’est de Val-d’Or et par l’ouest de Rouyn-Noranda, qui sont situées à environ 60 kilomètres du site, via la route 117. L’entrée du site est approximativement à deux kilomètres au nord de la route 117 sur la route 395 comme illustré à la Figure 1-2. L’adresse physique de la mine est 2 Chemin Bousquet, Preissac, Québec, Canada.
Figure 1-2 : Localisation de la mine LaRonde
1.9.1.2 Accessibilité et ressources locales
Agnico Eagle Ltée a accès au chemin de fer de Canadien National à Cadillac, à environ six kilomètres de la mine LaRonde. La totalité de l’électricité requise par l’opération est fournie par Hydro-Québec à l’aide d’une connexion au réseau de transmission principale. L’eau utilisée au site est transportée par un pipeline d’environ quatre kilomètres qui prend sa source dans le Lac Preissac/Chassigniol. Le site est bien servi dû au large bassin de fournisseurs de services et d’équipements miniers présents dans la région (Blanchet et al., 2014). De plus, la MRC de l’Abitibi possède suffisamment de personnel qualifié pour répondre aux besoins en main-d’œuvre de l’opération qui emploie près de 850 personnes (LaRonde, 2015).
1.9.1.3 Climat et végétation
La MRC de l’Abitibi a un climat continental avec des précipitations de l’ordre de 64 centimètres de pluies et de 318 centimètres de neige. La température mensuelle moyenne varie entre -23 °C en janvier et 23 °C en juillet. Dans des circonstances normales, les opérations minières sont conduites sans interruption due aux conditions climatiques. La propriété de LaRonde et ses alentours sont couverts d’une forêt de type boréal principalement composée d’épinettes noires, de peupliers, de bouleaux, de mélèzes et de sapins baumiers (Blanchet et al., 2014).
1.9.1.4 Géographie et hydrographie
L’élévation moyenne du site de LaRonde est de 337 mètres au-dessus du niveau de la mer. La propriété est relativement régulière avec un relief maximal d’approximativement 40 mètres. La topographie présente une
faible inclinaison du nord vers le sud. La totalité de l’eau s’évacue par le sud dans le ruisseau Dormenan longeant la frontière Sud de la propriété et afflue du ruisseau Noire, situé à deux kilomètres à l’est. Ce dernier s’écoule vers le nord et se déverse dans le lac Preissac à environ quatre kilomètres du site. Les fosses, le moulin et les résidus miniers occupent grossièrement 60 % de la propriété de 1 813 hectares (Blanchet et al., 2014).
1.9.2 Historique
La mine LaRonde a produit plus de 4.6 millions d’onces d’or depuis le début de sa mise en opération en octobre 1988. En 1989, le taux de production du puits no.1 passe de 1 360 à 1 810 tonnes par jour. En 1990, un programme d’exploration de l’Est de la propriété est initié à partir de la surface et de la galerie d’exploration principale. Il mène à la découverte de la zone de surface no.4 en 1991, et des zones souterraines no.6 et no.7 en 1991 et 1992. La portion souterraine du programme d’exploration consiste au forage de l’horizon favorable à partir de la galerie d’exploration principale s’étendant jusqu’à la frontière Est de la propriété à 860 m sous la surface, ce qui permet la découverte de la zone no.7 en 1991, ainsi que des zones 20 nord or, 20 nord zinc, 20 sud et 6 en profondeur en 1992 et 1993. En 1994, le puits no.1 est approfondi jusqu’à 1 205 m, et le puits no.2 est complété, jusqu’à une profondeur de 525 m. Le programme d’exploration et de développement souterrain du puits Penna et l’expansion du moulin sont alors initiés (Blanchet et al., 2014).
En mai 2000, le puits Penna est inauguré et prend en charge la production des puits no.1 et no.2 pour un total de 4 500 tonnes par jour. Le puits Penna, avec ses 2 259 m, est à ce jour le puits à remontée unique le plus profond de l’hémisphère occidental (LaRonde, 2015). En juin 2002, la division LaRonde atteint la barre des 2 millions d’onces d’or produite. En octobre, les capacités des opérations de hissage, manutention et traitement du minerai de LaRonde sont augmentées afin d’atteindre une production de 6 300 tonnes par jour. Une campagne d’exploration souterraine est aussi entreprise à partir du niveau 215 à 2 150 m de profondeur (Blanchet et al., 2014).
En 2006, une étude de faisabilité relative au projet d’expansion LaRonde II est approuvée. La construction d’un puits interne de 823 m est alors entreprise à partir du niveau 206. Ce dernier est complété en 2009, et donne l’accès au minerai se situant sous le niveau 245, approximativement 2 858 m sous la surface. En 2011, le puits interne no.4 permet le hissage d’une première tonne de minerai. En 2013, environ 50 % de la production de LaRonde provient d’une profondeur supérieure à 2 450 m et ce pourcentage se verra augmenter à plus de 70 % dans les années subséquentes (Blanchet et al., 2014).
LaRonde présente une durée de vie qui devrait se prolonger jusqu’en 2024. La mine et l’usine ont actuellement une capacité de 7 200 tonnes par jour et sa production de 204 652 onces d’or en 2014 devrait dépasser les 300 000 onces par année d’ici le milieu de 2016 (LaRonde, 2015).
1.9.3 Géologie et minéralisation
1.9.3.1 Géologie régionaleLa mine LaRonde fait partie du camp minier Doyon-Bousquet-LaRonde localisé dans la portion Sud-Est de la sous-province géologique de l’Abitibi, un terrain typique des ceintures de roches vertes. La sous-province géologique de l’Abitibi est d’âge archéen et se situe au sud-est de la province supérieur du Bouclier canadien. Elle constitue l’une des plus grandes ceintures de roches vertes au monde. Elle s’étend approximativement sur 700 km à partir de la zone structurale de Kapuskasing dans le Nord-Est ontarien vers l’est jusqu’au front de la province de Grenville au nord-ouest du Québec. La sous-province de l’Abitibi est limitée au nord par les séquences métavolcano-sédimentaires et les suites plutoniques archéennes de la sous-province d’Opatica, ainsi qu’au sud par le roc métasédimentaire et les plutons de la sous-province de Pontiac. La sous-province de l’Abitibi se divise en une zone volcanique Nord et une zone volcanique Sud, délimitées par la Faille de Porcupine-Destor. Le camp Doyon-Bousquet-LaRonde est localisé dans la zone Sud plus récente. La structure régionale la plus importante du secteur est la Faille Cadillac-Larder Lake qui établit le contact entre les sous-provinces de l’Abitibi et de Pontiac environ 2 km au sud de la propriété de LaRonde (Blanchet et al., 2014).
1.9.3.2 Géologie locale
La géologie sur laquelle repose la propriété de LaRonde consiste en trois unités géologiques régionales s’étendant d’est en ouest avec un fort pendage vers le sud. Les unités sont, du nord au sud : 400 m d’épaisses bandes interlitées de wacke du groupe Kewagama, 1 600 m d’un assemblage de roc volcanique du groupe Blake River hébergeant le minerai économique connu du site et 600 m d’épaisses bandes de wacke interlitées avec du schiste pélitique et des formations de fer moins importantes du groupe Cadillac (Blanchet et al., 2014).
Les concentrations significatives d’or et de métaux de base dans la minéralisation sous la propriété de LaRonde se retrouvent dans le membre supérieur de la formation Bousquet, une subdivision du groupe Blake River. L’épaisseur de cette formation varie entre 150 m au voisinage du puits no.1 et 550 m à proximité du puits Penna. Cet intervalle stratigraphique est caractérisé par une dominance de quartz et de coulées de rhyodacite/rhyolite porphyrique à feldspath, de brèche et de tuf à lapilli sur tuf felsique à grains fins. La présence de tuf et de coulées d’andésite/dacite est typique dans la partie Nord de la formation tandis que des horizons de rhyolite porphyrique à quartz bleu et vert, ainsi que de tuf à lapilli apparaissent dans la partie Sud
de la formation. Le contact entre le membre supérieur felsique de la formation Bousquet et du groupe sédimentaire Cadillac est non déformé ou délimité par des bandes décimétriques riches en pyrrhotite semi-massif à semi-massif sur plusieurs mètres avec des failles locales (Blanchet et al., 2014).
Le secteur a subi une déformation régionale majeure responsable, du moins en partie, de la géométrie du camp. Une schistosité à fort pendage d’orientation est-ouest est observable sur la totalité du camp et est responsable des forts aplatissements, étirements, plissements et cisaillements des composantes primaires de la plupart des dépôts. Le degré de métamorphisme atteint par le roc de la propriété est du schiste vert au faciès inférieur des amphibolites. Des zones fortement altérées de séricite et de chlorite, pouvant contenir localement de la minéralisation de sulfure massif ou disséminé, suivent des structures en réseau de zones de cisaillement à fort pendage orienté d’est en ouest à travers la propriété. Ces zones de cisaillement constituent la zone structurale Doyon-Dumagami qui héberge plusieurs dépôts d’or, dont ceux de Doyon et Bousquet. Cette zone a été identifiée sur plus de 10 km à l’intérieur du groupe Blake River de la propriété LaRonde jusqu’au dépôt d’or Mouska vers l’ouest (Blanchet et al., 2014).
1.9.3.3 Minéralisation
Le dépôt de la mine LaRonde, présenté à la Figure 1-3, est connu comme étant un dépôt de type sulfure massif volcanogène de classe mondiale. Il consiste en un ensemble disséminé de lentilles de sulfure massif empilées à l’intérieur du membre supérieur de la formation Bousquet. Ces lentilles sont typiquement polymétalliques avec un assemblage de pyrite ± sphalérite-chalcopyrite-galène-pyrrhotite-or. Elles sont stratiformes et présentent les mêmes orientations et pendages que la roche hôte. La principale déformation affectant les lentilles minéralisées est un aplatissement nord-sud et un étirement sud-sud-est, leur procurant une forme tabulaire allongée. Au voisinage du puits Penna, quatre horizons minéralisés sont actuellement connus et renferment des lentilles dont le tonnage varie de 20 000 tonnes à plus de 60 000 000 tonnes.
Figure 1-3 : Section longitudinal de la mine LaRonde (LaRonde, 2015)
1.9.4 Géomécanique
Les informations relatives à la géomécanique des roches types du site de la mine LaRonde sont résumées au Tableau 1-1, qui présente les propriétés mécaniques des roches types, soit : la résistance en compression uniaxiale (σc), le module de Young (Ε) et le coefficient de Poisson (ν). Ainsi qu’au Tableau 1-2, qui présente la classification géomécanique des roches types selon le système « Geological Strength Index » (GSI) (Hoek, 1994) illustré à la Figure 1-4.
Tableau 1-1 : Propriétés mécaniques des roches types Type de roche σc E ν (MPa) (GPa) (mm/mm) Andésite (V6) 60 20 0.3 Dacite-rhyodacite (V4) 40 20 0.3 Rhyolite calco-alcaline 40 20 0.3 Andésite basaltique (V6-V7) 60 10 0.3 Tuf intermédiaire (V9i) 140 48 0.16 Sulfure massif (SZM) 100 53 0.28 Sulfure semi-massif (SZ) 85 47 0.16 Tuf felsique zone de sulfures (V9aSZ) 140 58 0.15 Tuf à lapillis (V9aLP) 150 47 0.13 Basalte (V7) 95 49 0.14
Tableau 1-2 : Valeur du GSI pour les roches types
Type de roche GSI Basalte (V7) 85 Andésite (V6) 71 Tuf intermédiaire (V9i) 50 Tuf intermédiaire altérée (V9i) 35 Sulfure massif (SZM) 50 Sulfure semi-massif (SZ) 35 Tuf à lapillis (V9aLP) 50
1.9.5 Méthodes de minage et équipements mobiles
Quatre méthodes de minage ont historiquement été utilisées à la mine LaRonde : fosses à ciel ouvert pour les trois dépôts de surface; sous-niveaux retraités; chantiers ouverts longitudinaux avec remblai cimenté ou en pâte; et chantiers ouverts transversaux avec remblai en pâte, cimenté ou rocheux (Blanchet et al., 2014). Dans le cadre de cette étude, un intérêt particulier est porté aux deux méthodes principalement utilisées au site, soit par chantiers ouverts transversaux et longitudinaux.
La distance verticale entre les sous-niveaux est de 40 m pour les niveaux 86 à 122 et de 30 m pour les niveaux 125 à 245. Les chantiers longitudinaux utilisés lorsque la puissance de la zone minéralisée est inférieure à 5 m sont découpés en panneaux de 15 m. Ils sont systématiquement remblayés par remblai cimenté ou en pâte. Les chantiers transversaux sont utilisés dans la majorité des cas, soit lorsque la puissance du gisement dépasse 5 m, alors qu’ils sont minés en deux blocs (A-B), lorsque la puissance dépasse 20 m. Ils présentent une largeur planifiée de 13.5 m pour les chantiers primaires et de 16.5 m pour
les chantiers secondaires. Ces derniers sont minés avec une avancée en chevron selon la séquence présentée à la Figure 1-5. Les chantiers primaires minés lors de la première passe sont remblayés avec du remblai cimenté ou en pâte et les chantiers secondaires récupérés lors d’une seconde passe sont remblayés avec du remblai rocheux ou en pâte à faible pourcentage de lien (Paré et Turcotte, 2013).
Figure 1-5 : Séquence idéale de minage (Mercier-Langevin, 2011)
Le cycle de minage des chantiers comprend neuf étapes. La première étape consiste en l’excavation des points d’accès au chantier via les niveaux supérieurs et inférieurs. Dans les chantiers transversaux, ces points d’accès sont perpendiculaires à la minéralisation et sont excavés de l’éponte inférieure jusqu’à l’éponte supérieure sur une section de 6 m de largeur par 4.5 m de hauteur. Dans les chantiers longitudinaux, ces points d’accès sont parallèles à la minéralisation et sont excavés tout au long de l’extension de la zone minéralisée. Les deuxième et troisième étapes consistent au câblage du chantier par l’accès supérieur et ensuite par l’accès inférieur. Les quatrième et cinquième étapes correspondent respectivement à la réalisation d’une cheminée d’ouverture d’un diamètre de 105 cm et au forage des trous de production de 10 cm de diamètre. La sixième étape est celle du chargement et du sautage séquentiel du chantier. Les agents de sautage utilisés pour le chargement des trous de production sont 75 % d’Anfo et 25 % d’émulsion initiés à l’aide de détonateurs électroniques (Paré et Turcotte, 2013). La septième étape est celle de l’extraction du minerai abattu à l’aide d’une chargeuse navette. Finalement, la huitième et la neuvième étape du cycle de minage d’un chantier consistent à ériger une barricade au niveau inférieur et à effectuer le remblaiement du chantier.
La flotte utilisée en 2015 à la mine LaRonde comporte 200 équipements mobiles dont les plus importants sont présentés au Tableau 1-3, suivant :
Tableau 1-3 : Principaux équipements mobiles de la mine LaRonde
Utilisation Nombre d’unité Type d’équipement Développement 6 Foreuses jumbos (AXERA)
Soutènement 12 3 2 1 Boulonneuses (MacLean)
Boulonneuses spécialisées (Secoma, DS410) Pulvérisateurs à béton projeté par voie humide Câbleuse (Tamrock)
Forage 1 1 4
Aléseuse (RB-50) Aléseuse (RB-40)
Foreuses de production (SOLO) Manutention 19 10
7
Chargeuses navettes 8 verges (Tamrock et CAT) Camions 50 tonnes (TORO)
Camions 30 tonnes (CAT)
1.10 Conclusion
Les mines québécoises atteignent des profondeurs de plus en plus importantes. Par contre, très peu d’information est disponible en ce qui a trait à l’exploitation par chantiers ouverts en contexte de mines profondes. Le présent projet est donc voué à l’étude des performances planifiées et réalisées en lien avec l’exploitation de plus de mille chantiers ouverts au site de la mine LaRonde, la mine la plus profonde au Québec. Les taux de dilution et de pertes enregistrés lors de l’exploitation des chantiers permettant de décrire leurs performances ont des conséquences majeures sur le rendement des opérations minières. Cependant, les outils permettant d’estimer ces taux de dilution et de pertes ainsi que leurs effets sur la rentabilité économique lors de l’étude de faisabilité des projets de mines profondes sont limités et inadéquats.
Les modèles empiriques actuellement à l’usage ont été développés à partir de données provenant de chantiers dont la profondeur ne dépasse pas les 1 500 m (Clark, 1998; Potvin, 1989). Pour cette raison, ils ne répondent donc plus aux besoins actuels de l’industrie. Le but de cette étude est donc de proposer une méthodologie d’estimation de la réserve minérale intégrant un modèle d’évaluation de la performance des chantiers ouverts qui prend en compte l’effet de la profondeur de minage. Une méthodologie utilisable lors de l’étude de la faisabilité des projets de mines profondes québécois dont les contextes géologique, géomécanique et opérationnel sont semblables à ceux de LaRonde.
2 Chapitre 2 : Revue de littérature
2.1 Introduction
Plusieurs publications abordent le sujet du design des chantiers ouverts dans les mines souterraines, mais seulement un certain nombre d’entre elles traitent de la problématique de la dilution et des pertes. De plus l’utilisation de différentes définitions de la dilution rend la comparaison de ces travaux difficile (Pakalnis, 1986; Planeta, 2001; Planeta et al., 2013). Qui plus est, plusieurs traitent de la problématique d’une manière qualitative et s’appuient sur des valeurs obtenues par des observations visuelles (Pakalnis, 1986; Potvin, 1989). Cette situation est due au fait que les techniques d’arpentage par systèmes de mesure de cavités (CMS), permettant un calcul précis du volume des chantiers ouverts où l’entrée sécuritaire du personnel est impossible, ont seulement été développées au début des années 1990. C’est donc uniquement à partir de 1998, avec l’introduction des variables ELOS et ELLO, qu’une méthode d’estimation quantitative de la dilution et des pertes a été proposée (Clark, 1998). Il est aussi permis de constater que seulement un nombre marginal de ces publications traite directement de l’influence de la profondeur sur les taux de dilution et de pertes.
Cette revue littéraire vise donc à regrouper les informations permettant de comprendre la problématique entourant la performance des chantiers ouverts, d’apprécier son impact sur les projets miniers et de saisir l’importance de la recherche d’outils d’estimation précis et mieux adaptés aux projets miniers modernes. On y présente tout d’abord certains termes d’intérêt et leurs définitions. Par la suite, les problématiques de dilution et de pertes dans les chantiers sont présentées par rapport aux étapes du processus de design minier et leurs différents effets sur l’opération sont décrits. On continue avec l’énumération et la description de paramètres d’influence de la dilution et des pertes. Après quoi, on procède à une revue des principaux outils de design et d’estimation de la performance des chantiers ouverts. Finalement, on fait l’introduction d’une méthodologie d’estimation de la réserve minérale qui met en évidence l’importance d’être en mesure d’estimer, de manière précise, les taux de dilution et de pertes opérationnelles lors des étapes d’évaluation des projets miniers.
2.2 Définitions et terminologie
La présente section couvre la définition des termes principaux relatifs à la problématique abordée dans cette étude. On y fait également l’introduction de la terminologie utilisée par la méthodologie d’estimation de la réserve minérale, proposée par Planeta et al. (2013), présentée à la section 2.7.
2.2.1 Minerai
Le minerai correspond au nom que porte le matériel inclus dans un dépôt minéral naturel dans lequel se trouve au moins un minéral utile dans des concentrations suffisantes pour rendre faisable l’exploitation minière du minerai d’un point de vue économique (Stern et al., 1998).
2.2.2 Stérile
Le stérile correspond au roc non minéralisé ou dont la teneur est inférieure à la teneur de coupure de l’opération décrite à la section 2.2.18.
2.2.3 Dilution
La dilution correspond à l’addition de roc stérile, de matériel qui n’est pas du minerai, de matériel sous la teneur de coupure ou de remblai au minerai durant le processus de minage (Erickdi, Kesimal, Yilmaz, et al., 2003). Les pourcentages de dilution présentés dans ce document se calculent selon l’Équation 2-1.
Équation 2-1 𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷 (%) =𝑚𝑚𝑚𝑚𝐷𝐷𝑚𝑚𝐷𝐷𝑚𝑚𝐷𝐷𝑚𝑚 𝑑𝑑𝑑𝑑 𝑑𝑑𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷 (𝐷𝐷)𝑚𝑚𝐷𝐷𝐷𝐷𝑑𝑑𝑚𝑚𝑚𝑚𝐷𝐷 𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷 𝑑𝑑𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷𝐷é (𝐷𝐷) × 100
2.2.4 Pertes
Les pertes correspondent à tout minerai non récupéré en chantiers, au traitement ou simplement exclu du design des chantiers planifiés (Erickdi, Kesimal et Yilmaz, 2003).
2.2.5 Dilution et pertes géologiques
La dilution et les pertes géologiques correspondent au matériel stérile ajouté et au minerai non inclus dans la ressource délimitée planifiée (RDP) durant la période d’exploration. Cela s’explique par la quantité limitée d’information disponible lors du développement du modèle géologique. L’ampleur de ce phénomène est en relation avec la maille d’échantillonnage utilisée pour l’exploration du gisement. (Erickdi, Kesimal, Yilmaz, et al., 2003).
2.2.6 Dilution interne planifiée
La dilution interne planifiée (DIP) correspond au matériel stérile qu’il est impossible d’exclure des réserves. Ce matériel doit être inclus soit parce qu’il se trouve à l’intérieur de la zone minéralisée et que la sélectivité de la méthode ne permet pas de l’exclure des chantiers ou parce que la méthode d’exploitation exige des chantiers d’abattage dont la largeur minimale d’ouverture dépasse la puissance de la minéralisation (Planeta et al., 2013).
2.2.7 Dilution opérationnelle estimée
La dilution opérationnelle estimée (DOE) correspond au matériel stérile qui vient s’ajouter au minerai en cas de base d’exploitation à extraire (CBEE) pour constituer la réserve minérale (RM) (Planeta et al., 2013).
2.2.8 Facteur de dilution
L’utilisation de différentes définitions de la dilution dans les publications et par les opérateurs miniers amène beaucoup d’imprécisions et invalide les comparaisons faites entre compagnies et entre méthode de minage. Cette situation a conduit à l’introduction du facteur de dilution (fd) proposé par Planeta en 2001 dans l’objectif de permettre la standardisation des méthodes d’évaluation, des études de faisabilité et des statistiques de l’industrie. Le facteur de dilution (fd) exprime le rapport de masses du minerai dilué sur le minerai non dilué extrait. Il est le produit des facteurs de dilution internes (fd1) et de dilution opérationnelle (fd2).
Le facteur de dilution interne (fd1) s’obtient par le rapport entre le minerai du cas de base d’exploitation (CBE) sur la ressource délimitée planifiée à extraire (RDPE).
Le facteur de dilution opérationnelle (fd2) s’estime par le rapport entre la réserve minérale (RM) et le minerai de cas de base d’exploitation à extraire (CBEE) (Planeta et al., 2013).
2.2.9 Pertes de minerai planifiées
Les pertes de minerai planifiées (PMP) correspondent au minerai abandonné lors du design dû à l’utilisation de piliers, à la présence de conditions géomécaniques défavorables, à la géométrie du gisement, etc. Les pertes planifiées sont très influencées par la méthode d’exploitation. Lorsque l’on soustrait les pertes de minerai planifiées (PMP) à la ressource délimitée planifiée (RDP), on obtient la ressource délimitée planifiée à extraire (RDPE) (Planeta et al., 2013).
2.2.10 Pertes opérationnelles estimées
Les pertes opérationnelles estimées de minerai (POE) correspondent au minerai inclus dans les réserves qui ne peut être récupéré en chantier. Ce type de pertes peut être dû à la qualité d’exécution des opérations d’extraction ou à l’instabilité des chantiers et des points de soutirage (Planeta et al., 2013).
2.2.11 Pertes dues au traitement
Les pertes dues au traitement correspondent au minerai qui est rejeté avec les résidus du concentrateur. La quantité de minerai acheminée au rejet est influencée par le rendement du procédé utilisé au concentrateur. L’efficacité du procédé dépend en partie d’une alimentation homogène. Une alimentation irrégulière altère l’équilibre du système et a tendance à accroître le pourcentage de minerai au rejet (Elbrond, 1994).
2.2.12 Pourcentage de pertes
Le pourcentage de pertes correspond au tonnage des pertes planifiées et opérationnelles sur le tonnage de minerai multiplié par cent. Le produit des pourcentages des pertes planifiées (p1) et des pertes opérationnelles (p2) coïncide au pourcentage final de pertes (pp). Le pourcentage final de pertes (pp) est lié au facteur de récupération (FR) par l’Équation 2-2, suivante;
Équation 2-2 𝐹𝐹𝐹𝐹 = 1 − 𝑝𝑝𝑝𝑝/100
2.2.13 Ressources délimitées planifiées
Les ressources délimitées planifiées (RDP) se composent des ressources minérales mesurées et indiquées définies dans le document « NORMES DE L’ICM SUR LES DÉFINITIONS – Pour les ressources minérales et réserves minérales » (Planeta et al., 2013). Des informations sur ces ressources sont nécessaires à toute planification minière. Les ressources indiquées permettent de faire les études de préfaisabilité alors que les études de faisabilité doivent s’appuyer principalement sur des ressources mesurées (Planeta et al., 2013).
2.2.14 Minerai de cas de base d’exploitation
Le minerai de cas de base d’exploitation (CBE) est composé du minerai et du stérile planifiés à l’intérieur de la limite des chantiers d’abattage planifiés. En d’autres termes, les ressources délimitées planifiées (RDP) moins, les pertes de minerai planifiées (PMP) plus, la dilution interne planifiée (DIP) constituent le minerai de cas de base d’exploitation (CBE). On parle aussi de minerai en cas de base d’exploitation à extraire (CBEE), soit le minerai en cas de base d’exploitation (CBE) moins, les pertes opérationnelles estimées de minerai (POE) (Planeta et al., 2013).
2.2.15 Minerai planifié à extraire
Le minerai planifié à extraire (MPE) prend compte de la dilution opérationnelle estimée (DOE) et des pertes opérationnelles estimées de minerai (POE). Donc, le minerai de cas de base d’exploitation à extraire (CBEE) plus la dilution opérationnelle estimée (DOE) constitue le minerai planifié à extraire (MPE) (Planeta et al., 2013).
2.2.16 Réserve minérale
Les réserves minérales (RM) dont la définition est donnée dans le document « NORMES DE L’ICM SUR LES DÉFINITIONS – Pour les ressources minérales et réserves minérales » (ICM, 2010) incluent seulement le minerai planifié à extraire (MPE) dont la teneur est égale ou supérieure à la teneur de coupure de l’opération.
