Evaluation de la rentabilité d'un projet d'exploitation d'une mine à ciel ouvert.

REPUBLIQUE DEMOCRATIQUE DU CONGO

ENSEIGNEMENT SUPERIEUR UNIVERSITAIRE ET RECHERCHE SCIENTIFIQUE

UNIVERSITE DE LIKASI

FACULTE POLYTECHNIQUE

DEPARTEMENT DES MINES

« EVALUATION DE LA RENTABILITE DU

PROJET D'EXPOITATION 1140 DE LA MINE A

CIEL OUVERT DE KINSEVERE HILL »

Par : KILINDA KITENGE Trésor

Mémoire présenté et défendu en vue de l'obtention du Grade

gradué en sciences ^appliquées

d'Ingénieur Civil des mines

Dig pr : r KE MP paque

Directeur : Professeur Docteur Ingénieur Civil KALENGA

KAUNDE KASONGO Jimmy

_g

Co-directeur par : Assistant Ingénieur Civil MWIKIE MPAPA

digé en v Pacifique

OCTOBRE 2018

Dirigé par I M

EPIGRAPHE

i

« L'enseignement devrait être ainsi ; celui qui le reçoit, le reçoit comme un don inestimable et comme une contrainte pénible. »

Albert EINSTEIN

« Toute entreprise a besoin d'injection des capitaux frais dans les phases d'investissement et de croissance. »

Catherine TRAUTMANN

ii

DEDICACE

A toi mon Dieu, maître de l'univers visible et invisible, l'auteur de mon souffle de vie, le générateur de l'habilité et de l'intelligence grâce auxquelles nous réalisons ce travail.

A vous, mes très chers parents KITENGE TSHIDIANGA et MALOBA MUMBA, pour votre amour, affection, sens de responsabilité et sacrifice sans relâche durant toute ma vie. Ainsi vous avez usé d'une discipline afin de me montrer la bonne voie à suivre.

A vous, mes soeurs et frères ; Vincent, Maguy, Thérèse, Madeleine, Carine et Patient KITENGE, pour votre soutien fraternel et vos encouragements qui ne cesse de nous accompagner tout au long de notre parcours, trouvez ici l'expression de notre amour envers vous.

A vous, mes nièces et neveux ; Miradie ISIMO, Yasmine BANZA, Joyce YAMUME, Shucrani LUGOMA et Ange LUGOMA ; que ceci vous serves d'exemple.

Je ne saurais passer sous silence la présence de mes amis de longue date ; Ingénieur chimiste Jean-Marc TSHINYONKA, ESULA SHEKA et à monsieur l'abbé Emmanuel METELA pour vos conseils et prières.

A vous tous, Je dédie ce mémoire, fruit de tant de sacrifices et privations...

iii

REMERCIEMENTS

Vous n'imaginez pas combien de fois j'ai pensé aux remerciements et maintenant que j'y suis, il m'est difficile de me souvenir de toutes les jolies phrases qui sont passées dans ma tête pour remercier toutes les personnes qui m'ont accompagné et m'ont soutenu au cours de toutes ces années, dommage...je vais essayer de me concentrer.

Je tiens tout d'abord à remercier vivement le Professeur Docteur Ingénieur civil KALENGA KAUNDE KASONGO Jimmy pour avoir accepté d'être directeur de ce travail. C'est grâce à lui que mon mémoire a été réalisé. Ses idées, sa grande curiosité, ainsi que sa disponibilité, son soutien et son aide avec patience et gentillesse tout au long de ce travail m'ont été très bénéfiques.

Je tiens à exprimer mes sincères remerciements à l'Assistant Ingénieur Civil MWIKIE MPAPA Pacifique, qui a suivi inlassablement l'évolution de mon travail. Ses précieux conseils, ses orientations, ses remarques pertinentes, son soutien sans faille, sa patience et ses encouragements m'ont permis de mener à bien ce travail.

Nos remerciements s'adressent également à tout le corps professoral de la Faculté Polytechnique qui de près ou de loin a contribué à notre formation.

Nos remerciements s'adressent aussi à l'ingénieur Luther NSENGA, Papy MUKEKWA, Benjamin AMISI, et l'ingénieur Ferdinand, initiateurs de ce sujet, pour leurs orientations et remarques pertinentes et à travers eux, le personnel de M.M.G/KINSEVERE avec qui j'ai travaillé durant mon stage.

Nos sincères remerciements s'adressent également aux collègues de promotion, sans être exhaustifs, je cite : Antoinette KAFINDO, Patrick MUTOMBO, Pascal NSENGA, Michel-Ange MWELWA, Robert PATTERSON, Ruffin KAYEMBE, Wilfred ILUNGA, Alex MBINGWA, Chris KIBAMBO, Nancy MABELA, Christian UMBA.

A vous tous dont les noms n'ont pas été cité, que mon silence apprécie sa juste valeur toute aide et conseil que j'ai pu obtenir de vous.

KILINDA KITENGE Trésor

iv

RESUME

Ce travail traite de l'évaluation de la rentabilité du projet d'exploitation 1140 de la mine à ciel ouvert de Kinsevere hill. Cette étude comprend la planification de l'exploitation minière et l'évaluation de la rentabilité du projet.

La mine de Kinsevere hill sera exploiter à ciel ouvert par la méthode des fosses emboitées. Les éléments fondamentaux de la mine sont à la base de l'exécution des designs miniers. L'analyse chimique a montré que ce gisement est constitué d'oxydes siliceux contenant le cuivre et le cobalt.

L'estimation des réserves du projet a été réalisé à l'aide du logiciel Geovia Surpac^TM est a été chiffré à 16.657.468 TS avec une teneur moyenne pondérale de 3 ,386 % en ASCu.

Ces réserves nous ont permis de faire une planification annuelle de l'exploitation et par conséquent de procéder au dimensionnement du parc prévisionnel d'engin. La planification d'exploitation du projet 1140 de la mine de Kinsevere hill a été établie sur base de la capacité mensuelle de l'usine de traitement minéralurgique qui est de 150.000 TS.

Partant d'une production annuelle de 2.250.000 TS, notre réserve étant de 16.657.468 TS, la durée de vie du projet 1140 est de 7 ans.

Pour arriver à la réalisation de cette production annuelle de 2.250.000 TS, nous avons déterminé le nombre d'engins.

L'évaluation de la rentabilité pour un coût d'investissement de 14.720.516 USD, avec un taux d'intérêt annuel de 15% sur une échéance de 7 ans a montré que le projet 1140 est économiquement rentable avec une VAN de 4.733.346,37 USD, un TRI de 23,7732703 % et un pay back period de 5 ans et 11 mois.

L'analyse de sensibilité de la VAN en faisant varier les valeurs des paramètres (tels que le coût de traitement métallurgique et le cours du cuivre) a montré qu'au-delà du coût de traitement métallurgique de 3044,182542 USD/ts la VAN devient négative, en ce moment-là le projet sera non rentable. En deçà du cours de cuivre de 53.01905 $/tCu le projet 1140 sera déclaré non rentable.

Mots-clés : Evaluation, Rentabilité.

v

TABLE DES MATIERES

EPIGRAPHE i

DEDICACE ii

REMERCIEMENTS iii

RESUME iv

TABLE DES MATIERES v

LISTE DES ABREVIATIONS ET SIGLES viii

LISTE DES FIGURES ix

LISTE DES TABLEAUX x

INTRODUCTION GENERALE 1

CHAPITRE I GENERALITES SUR LA MINE DE KINSEVERE 3

I.1. INTRODUCTION 3

I.2. HISTORIQUE DU GISEMENT DE KINSEVERE 3

I.3. SITUATION GEOGRAPHIQUE 4

I.3.1. Localisation 4

I.3.2. Climat et végétation 5

I.4. CADRE GEOLOGIQUE 6

I.4.1. Géologie régionale 6

I.4.2. Géologie locale 11

I.5. RESERVES GEOLOGIQUES 15

I.6. HYDROGEOLOGIE 16

I.7. CONCLUSION 16

CHAPITRE II. CONTRAINTES D'EXPLOITATION DU PROJET 1140 17

II.1 INTRODUCTION 17

II.2. CONTRAINTES TECHNIQUES 17

II.2.1. Mode d'exploitation 17

II.2.2. Méthode d'exploitation 18

II.2.3. Eléments de base d'une mine à ciel ouvert 18

II.2.4. Synthèse des paramètres d'exploitation 26

II.2.5. Inventaire des matériaux 27

II.3 CONTRAINTES TECHNOLOGIQUES 34

II.4. CONTRAINTES DE STABILITE 34

vi

II.5 CONTRAINTES ECONOMIQUES 35

II.6. CONCLUSION 36

CHAPITRE III PLANIFICATION DE L'EXPLOITATION MINIERE 37

III.1. INTRODUCTION 37

III.2. OBJECTIFS DE LA PLANIFICATION 37

III.3. ORGANISATION DES TRAVAUX 37

III.4. DETERMINATION DE LA PRODUCTION MINIERE ANNUELLE 38

III.5. CALCUL DU VOLUME ANNUEL A EXCAVER 39

III.5.1 Détermination de la durée de vie du projet 1140 39

III.5.2 Détermination du programme annuel d'exploitation 40

III.6. DETERMINATION DE LA DISTANCE STANDARD 43

III.6.1 Définition et but 43

III.6.2 Etablissement de la formule de distance standard 43

III.6.3 Calcul de la distance standard dans le minerai 47

III.6.4 Calcul de la distance standard dans le stérile 48

III.7. DETERMINATION DES PARCS D'ENGINS 49

III.7.1 Calcul de la flotte d'engin 49

III.7.2 Détermination du parc prévisionnel d'engins miniers 49

III.7.3. Détermination du nombre de sondeuses 51

III.7.4 Détermination du nombre des pelles 52

III.7.5 Détermination du nombre de chargeuses 53

III.7.6 Détermination du nombre d'unités de transport 54

III.7.7 Détermination des unités de terrassement 55

III.8. CONCLUSION 57

CHAPITRE IV. EVALUATION DE LA RENTABILITE DU PROJET 1140 58

IV.1. INTRODUCTION 58

IV.2 PARAMETRES ECONOMIQUES 58

IV.2.1. Calcul de l'investissement 58

IV.2.2. Fond de roulement 59

IV.2.3. Amortissement et valeurs résiduelles 63

IV.2.4 Calcul du cash-flow durant la vie du projet 66

IV.3. CRITERES D'EVALUATION DE RENTABILITE 69

IV.3.1 Valeur Actuelle Nette (V.A.N) 69

IV.3.2 Taux de rentabilité interne (T.R.I) 70

IV.3.3 Indice de profitabilité (Ip) 72

IV.3.4 Période de remboursement (Payback Period) 72

IV.4. RESULTAT DE L'ANALYSE 73

vii

IV.5. ANALYSE DE SENSIBILITE 73

IV.5.1. Sensibilité de la VAN en fonction du coût de traitement métallurgique 74

IV.5.2. Sensibilité de la VAN en fonction du cours des métaux 76

IV.6 CONCLUSION 77

CONCLUSION GENERALE 78

BIBLIOGRAPHIE 80

ANNEXES 82

? Détermination de tonnage après concentration et de tonne-métal 82

? Rendement horaire et temps de cycle d'une pelle CAT 374DL 83

? Rendement horaire et temps de cycle d'une benne CAT 735B 83

? Caractéristique du bulldozer CAT D9R 84

LISTE DES ABREVIATIONS ET SIGLES

>

viii

Cu : cuivre

> J.O.R.C: Joint Ore Reserves Committee

> M.C.S.C : Mining Contractant Service Company

> M.M.G : Mining Mineral Group

> Ts : Tonne sèche

> A.S.CU : Cuivre Soluble dans l'Acide

> P.E : Permis d'Exploitation

> P.R : Permis de Recherches

> S.P.R.L : Société Privée a responsabilité limité

> A.M.C.K : Anvil Mining Concentrate Kinsevere

> G.C.M : Générale des Carrières et des Mines

> H.M.S : Héavy Medium Separation

> H.m : Heures machines

> H.M : Heures de marche

> M.A.D : Coefficient de mise en disposition

> T.U : Coefficient d'utilisation effective

> C.M.D : Coefficient de mise à disposition

> C.U.E : Coefficient d'utilisation effective

LISTE DES FIGURES

ix

Figure I. 1. Localisation géographique du site de KINSEVERE 4

Figure I. 2. Vue aérienne des carrières Tshifufia-mashi ; Tshifufia central et Hill 5

Figure I. 3. Contexte géologique régional 6

Figure I. 4. Stratigraphie locale du polygone de KINSEVERE 12

Figure I. 5 Coupe du gisement de Kinsevere (Central Pit) avec les différents sondages 15

Figure II.1 La largeur de la plate-forme de travail dans les roches dures et semi-dures 21

Figure II.2 : Angles de talus des bords de la mine à ciel ouvert et de talus de liquidation 24

Figure II.3: Design de la phase finale de Hill en plan 27

Figure II.4 : Evolution des matériaux par tranche 28

Figure II.5 : Evolution du rapport de découverture instantané avec la profondeur 31

Figure II.6 : Evolution du rapport de découverture global avec la profondeur 31

Figure II.7 : Evolution du tempérament instantané avec la profondeur 33

Figure II.8 : Evolution du tempérament global avec la profondeur 34

Figure IV. 1 : Variation de la VAN en fonction du taux d'intérêt. 71

Figure IV.2 : Fluctuation de la VAN en fonction du cout de traitement métallurgique 75

Figure IV.3 : Fluctuation de la VAN en fonction du cours du cuivre 76

x

LISTE DES TABLEAUX

Tableau I. 1 : Lithostratigraphie du Katanguien organiques 7

Tableau I. 2 : Lithostratigraphie du Katanguien 8

Tableau I. 3 : Stratigraphie de la mine de Kinsevere hill 12

Tableau I. 4 : Dénomination des matériaux en fonction de la teneur en cuivre 15

Tableau II.1 : La hauteur minimum du gradin dans les différents types de terrains 19

Tableau II.2 : Paramètres techniques de l'excavateur 22

Tableau II. 3 : Angle de talus des gradins suivant la nature des roches. 23

Tableau II.4 : Largeur minimum de la piste selon le nombre de voies. 25

Tableau II.5 : Synthèse des paramètres d'exploitation. 26

Tableau II.6 : Volume des matériaux par tranche d'exploitation 28

Tableau II.7 : Rapport de découverture instantané de la mine de Kinsevere hill 30

Tableau II.8 : Rapport de découverture global de la mine de Kinsevere hill 30

Tableau II.9 : Tempéraments instantanés et globaux du projet 1140 de Kinsevere hill 33

Tableau III.1 : Planification de l'exploitation durant toute la durée de vie de la mine 42

Tableau III.2 : Différentes vitesses de la benne 45

Tableau III.3 : Distance standard dans le minerai 47

Tableau III.4 : Distance standard dans le stérile 48

Tableau III.5: Nombre de pelle 53

Tableau III.6: Nombre des bennes 55

Tableau III.7 : Synthèse du parc prévisionnel d'engins 56

Tableau IV. 1 : Calcul de l'investissement initial (capital fixe) 59

Tableau IV.2. : Les coûts opératoires pour sept année d'exploitation. 60

Tableau IV.3 : Calculs des amortissements et des valeurs résiduelles de différents engins 65

Tableau IV.4 : Synthèse des calculs annuels du cash-flow brut et du cash-flow net 67

Tableau IV. 5 : Variation de la valeur actuelle nette en fonction du taux d'intérêt. 71

xi

Tableau IV.6 : Calcul de la période de remboursement (Pay back period) 73

Tableau IV.7 : Résultats de l'étude de sensibilité de la VAN en fonction du coût de traitement

métallurgique 74

Tableau IV.8 : Résultats de l'étude de sensibilité de la VAN en fonction du cours du cuivre 76

1

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

INTRODUCTION GENERALE

Depuis toujours, le secteur minier est considéré comme un secteur à haut risque qui demande plusieurs recherches avant et pendant l'exploitation. Ces recherches doivent certifier au préalable l'existence réelle d'un gisement dont les conditions naturelles sont suffisantes ; tant sur le plan technique que sur le plan économique au moment fixé de son exploitation.

L'activité minière industrielle suppose la récupération des réserves minières tout en garantissant la sécurité et surtout la profitabilité de l'investissement.

Le périmètre minier de Kinsevere comprend 3 gisements qui portent les noms suivants du Nord au Sud : Tshifufia Mashi, Tshifufia Central et Kinsevere hill.

Un plan préliminaire des travaux d'exploitation de ce périmètre minier a été produit en Novembre 2006. L'objectif de ce plan était d'identifier l'endroit le plus approprié pour le démarrage desdits travaux qui fournirait suffisamment de minerai de qualité supérieur pour alimenter la phase I du projet qui consistait en une exploitation à ciel ouvert et une construction de l'usine H.M.S et d'un four électrique à arc produisant 23.000 à 25.000 tonnes par an de lingots de cuivre raffiné.

Sur cette base, l'extraction a débutée à Tshifufia mashi en décembre 2006 ; mais suite à la présence des argiles ainsi que de leurs effets potentiels sur le traitement par H.M.S, la production à partir de cette source a été abandonnée au profit de celle obtenue en juin 2007 à l'aide du minerai stocké provenant de l'extraction à la mine Tshifufia central débutée en février 2007. L'exploitation a donc continué avec succès à la mine Tshifufia central jusque dans le quatrième trimestre de l'année 2008 soit au mois de novembre où tous les travaux d'exploitation sur le site ont été arrêtés pour diverses raisons parmi lesquelles nous pouvons citer : la construction de l'usine d'extraction par solvant SX/EW et lixiviation qui constitue la phase II du projet et qui nécessitait un grand financement mais encore et surtout la chute brusque des prix du cuivre fin 2008.

Lors de la reprise des travaux d'exploitations sur le site en août 2009 ; ceux-ci n'ont été repris que dans le pit central (Tshifufia central) qui avait l'avantage de contenir des roches faciles à traiter par H.M.S, dans le but de générer un cash-flow important permettant de couvrir les dépenses de la construction de l'usine de la phase II du projet et aussi de relancer l'exploitation de la mine de Mashi, qui prévoit des travaux allant du niveau 1200 au niveau 1080 en respectant la morphologie du gisement mais cette derrière se trouve une profondeur d'environ 90 mètres de nos jours. Pendant que le pit central est déjà sous niveau hydrostatique et la mine de mashi

2

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

en activité affiche déjà la présence des minerais sulfurés, alors l'entreprise M.M.G/KINSEVERE dans le souci de continuer à alimenter l'usine d'extraction par solvant SX/EW et lixiviation de la phase II veut lancer les travaux d'exploitation en début de l'année 2019 de la mine de Kinsevere hill.

C'est dans cette optique que s'inscrit le travail qui nous a été confié par le service de planification de ladite entreprise au cours de notre stage de professionnalisation formulé de la manière suivante : « Evaluation de la rentabilité du projet d'exploitation 1140 de la mine à ciel ouvert de Kinsevere hill. » avec pour objectif de :

> Procéder à la planification de l'exploitation ainsi ; > Faire une évaluation de la rentabilité du projet ;

Hormis l'introduction et la conclusion générale, ce travail est organisé en quatre chapitres.

> Le premier chapitre porte sur les généralités sur les gisements de Kinsevere et comprend un aperçu historique de l'exploitation, la localisation géographique du site, un aperçu sur l'hydrogéologie du site, une présentation sommaire de la mine de Kinsevere hill.

> Les contraintes d'exploitation du projet 1140 feront l'objet du deuxième chapitre. On y fixera le mode d'exploitation, la méthode d'exploitation, les éléments de base d'une mine à ciel ouvert, et l'inventaire des matériaux.

> La planification minière fera l'objet du troisième chapitre. Dans ce chapitre, nous allons établir un programme d'extraction et dimensionner les engins en fonction de la production annuelle planifiée.

> Le quatrième chapitre s'occupe de l'évaluation de la rentabilité du projet 1140 en recourant aux critères de la valeur actuelle nette, du taux de rentabilité interne, de l'indice de profitabilité et de la période de remboursement.

3

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CHAPITRE I GENERALITES SUR LA MINE DE KINSEVERE

I.1. INTRODUCTION

Dans ce chapitre nous aborderons les points suivants : l'historique de la mine ; le cadre géographique ; la géologie régionale, la géologie locale, l'hydrogéologie et les réserves géologiques. Ces éléments nous permettront de présenter en détails le site de Kinsevere, cadre de notre travail de fin d'études.

I.2. HISTORIQUE DU GISEMENT DE KINSEVERE

Le Polygone de Kinsevere est composé de trois gisements : Kinsevere Hill, Tshifufia Central et Tshifufia-mashi et couvre une superficie de 16,1 kilomètres carrés. Les trois gisements se trouvent à 2 kilomètres l'un de l'autre et dans une direction Nord-Ouest, dont Kinsevere Hill est plus au Sud et Tshifufia-mashi est plus au Nord.

Dans les années 1990, la générale des carrières et des mines en joint-venture (association du type économique dans laquelle les partenaires partagent les risque et frais) avec l'E.X.A.C.O (Exploitations Artisanales au Congo), qui est une compagnie congolaise locale, qui s'intéresses principalement à l'exploitation des ressources minérales à haute teneur d'oxyde de cobalt des affleurements de Tshifufia Central et de Tshifufia-mashi.

Le contrat de ce partenariat se limitait à la minéralisation en cobalt situé à environ 30 mètres de la surface. Quelques sondages ont été forés dans les écailles de Tshifufia et de Tshifufia-mashi, dont la majorité des trous étaient verticaux dans les masses minérales. Ces sondages ont été conçus pour examiner la distribution et la catégorisation de la minéralisation d'oxyde de cobalt. Les travaux de sondage ont été également complétés par des puits d'environ 30 mètres de profondeur par la générale des carrières et des mines. Le site se transforma ensuite en une exploitation artisanale jusqu'en 2006.

En Décembre 2005, après avoir signé le contrat d'amodiation (location d'une terre en échange d'un paiement) avec la générale des carrières et des mines, détenteur de titres miniers, l'entreprise Anvil Mining Concentrate Kinsevere, un joint-venture (association du type économique dans laquelle les partenaires partagent les risque et frais) formé plutôt en 2004 par ANVIL LIMITED (95%) et Mining Company Katanga S.P.R.L. (5%), reprend les travaux de prospection et d'estimation des réserves du polygone de Kinsevere avec la terminologie du code Australien J.O.R.C avant de continuer avec l'exploitation.

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Actuellement, l'entreprise Anvil Mining Concentrate Kinsevere a cédé ses parts à l'entreprise mining mineral groupe qui continue avec le projet Kinsevere.

I.3. SITUATION GEOGRAPHIQUE

I.3.1. Localisation

La mine à ciel ouvert de Kinsevere est localisée dans la province du Haut-Katanga au Sud-Est de la République Démocratique du Congo. Il est situé dans la section centrale de l'arc cuprifère de l'Afrique central, approximativement à 30 Km au Nord-Ouest de la ville de Lubumbashi comme le montre la carte de la figure I.1.

Les coordonnées géographiques qui la représente sont les suivantes : 27°34'15» de longitude Est et 11° 21'40» de latitude Sud.

Cette mine est accessible via une route de 22 km qui est à moitié en terre battue et a moitie asphaltée, qui bifurque la route nationale numéro 1 à l'axe Lubumbashi-Likasi avant le village de Kawama (11 km au Nord-Ouest de la jonction de la sortie de l'aéroport international de Lubumbashi).

Pour ce qui est de la localisation sur la carte géographique du site Kinsevere, en voici ici-bas une représentation.

Figure I. 1. Localisation géographique du site de KINSEVERE (AMCK 2007)

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Voici sur la figure I.2 ci-dessous la représentation du site Kinsevere, en vue aérienne.

Figure I. 2. Vue aérienne des carrières Tshifufia-mashi ; Tshifufia central et Hill I.3.2. Climat et végétation

Le Katanga méridional jouit d'un climat tropical caractérisé par deux saisons alternantes et contrastées ; une saison des pluies d'environ 6 mois allant du mois d'octobre au mois d'avril et une saison sèche couvrant les autres 6 mois, soit du mois de mai au mois de septembre.

Cette mine à ciel ouvert est située sur le plateau centrafricain à une altitude de 1200 mètres. Dans cette région de Kinsevere, la saison de pluie va du mois d'octobre et se termine généralement au mois d'avril. Les précipitations moyennes du secteur sont de 1100 millimètres, bien que ceci puisse s'étendre de 650 millimètres à 1500 millimètres [NTUMBA K., 2013].

Les variations de température au Katanga méridional sont journalières et saisonnières. La température journalière est aux environs de 21°C et les vents dominants sont les alizés. A la mine à ciel ouvert de Kinsevere, les températures sont généralement douces et varient entre 17°C et 26°C, mais ces dernières peuvent tomber aussi bas jusqu'à 5°C pendant la nuit en Juillet et Août.

Un sol résiduel forme la couverture dans la zone de Kinsevere et environ 2 mètre d'épaisseur et il est rouge. On observe dans les lits des rivières des accumulations des boues chargées des

6

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matières organiques [KONDEMA, 2016]. Cette région est couverte par une flore caractérisée par une savane boisée dite « MIOMBO ». Environ 10% de l'étendue de cette région a été transformée en clairière par l'agriculture et la coupe des bois de chauffage.

I.4. CADRE GEOLOGIQUE

I.4.1. Géologie régionale

La zone où se trouve le projet de Kinsevere est située dans la section du Nord-Est du Copperbelt centrafricain. En même temps que le Copperbelt zambien au Sud, cette province métallogénique contient certains de gisements les plus riches en cuivre et en cobalt du monde. La figure I.3 nous donne une représentation du contexte géologique régional.

Figure I. 3. Contexte géologique régional

I.4.1.1. Lithostratigraphie

Les formations trouvées au Haut-Katanga se répartissent en deux grands ensembles.

Il s'agit de :

? Formations plissées et métamorphiques d'âges protérozoïques ;

? L'ensemble phanérozoïque constitué des formations de couverture d'origine continentale d'âges paléozoïque, mésozoïque et cénozoïque.

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1. Les formations plissées et métamorphiques.

Ces formations se regroupent en trois entités qui se subdivisent comme suit : le néoprotérozoïque, le mésozoïque et le paléoprotérozoïque.

Le tableau ci-dessous nous donne ces différentes formations ainsi que leur subdivision. Tableau I. 1 : Lithostratigraphie du Katanguien organiques [MAKABU K., 2017]

NEOPROTEROZOIQUE		KATANGUIEN
		MESOPROTEROZOIQUE
KIBARIEN
		PALEOPROTEROZOIQUE
UBEDIEN		ARCHÉEN

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 1100 et 540 million d'année [CAHEN, 1954 et al, 1981].

Ces sédiments ont une très grande extension, car ils couvrent une grande partie de la Zambie et le Katanga méridional. La subdivision actuellement admise pour le système Katanguien inclut trois Super-groupes : le Roan à la base, le Nguba et le Kundelungu au sommet (Tableau I.2). Cette subdivision est basée essentiellement sur la lithologie et les niveaux repères stratigraphiques représentés par deux conglomérats ou diamectites [MAKABU K., 2017].

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Tableau I. 2 : Lithostratigraphie du Katanguien [MAKABU K., 2017]

Système	Super- Groupes	Groupes	Formations		Lithologie
	Plateaux		Conglomérats rouges, arkoses, grès et shales
		Ku2.2	Grès, microgrès dolomitiques et shale, rares horizons de calcaire
			Grès fin et shales avec quelques fins lits de grès feldspathiques roses
		Ku1.3	Silts dolomitiques et sales
			Shales et grès micacés fins, Dolomies microgréseux et shales
			Mixtites (Petit conglomérat)
	Monwezi (Ng2)		Dolomies grises, pourpre et beige alternant avec de sales verts et gris (série récurrente), shales, grès fins roses
		Ng1.3	Silts dolomitiques et sales
			Dolomies stromatholitiques et sales (Kaponda), dolomie laminaire à massive (Kakontwe)
			Mixtites (Grand conglomérat)
	Mwanshya (R4)	R4.2	Shales, shales carbonés, grès arkosiques
			Dolomies avec jaspes et oolithes ferrugineux, banc d'hématite et niveaux de pyroclastites
		R3.2	Dolomies inter-stratifiées avec grès et grès feldspathiques
			Shales avec grès feldspathiques grossiers ou fins

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Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

		Mines (R2)	Kambove (R2.3)		Dolomies laminaires, stromatolithiques et talqueuses et microgrès dolomitiques
			Shales dolomitiques, shales carbonés et occasionnellement dolomie, grès et Shales dolomitiques
			Dolomies stromatolithiques avec shales intercalés (RSC)
		R1.3	Microgrès ou silts dolomitico-chloriteux hématitiques
			Microgrès ou silts chlorito-hématitiques roses à gris pourpre, grès à la base et dolomie stromatolithique
			Microgrès ou silts hématitique légèrement dolomitiques rouges lilas.

Le Groupe des Mines ou R2 renferme l'essentiel des minéralisations cupro-cobaltifère et uranifère. Les gisements Kinsevere appartiennent au Groupe des Mines (R2). Selon la stratigraphie, les sédiments riches en cuivre et en cobalt de la République Démocratique du Congo et de la Zambie sont localisés dans le Super-groupe de Roan et surtout dans le Groupe des Mines.

I.4.1.2. Tectonique du système katanguien

Le katanguien a largement subi les effets de l'orogenèse Lufilienne. Cette orogenèse s'est déroulée en plusieurs épisodes échelonnés (885, 680 et 620 million d'année) qu'on appelle phase Kolweziènne, phase Kundeluguienne et phase Monweziènne. La forme arquée de la ceinture cuprifère Zambien-Katangaise daterait de cette orogenèse Lufilienne qui a donné naissance aux successions d'anticlinaux et des synclinaux orientés SE-NW dans la région du

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dôme granitique de la Luina et Nord-Est ; Sud-Ouest vers le Nord-Ouest de Lubumbashi. Suite à cette orogenèse, le katanguien se retrouve dans deux régions bien distinctes : le Nord du Katanga qui a échappé à cette orogenèse et resté tabulaire, le Sud du Haut-Katanga a par contre été le siège d'une tectonique très intense.

Au Sud du Haut-Katanga, le katanguien s'est plissé sous forme d'un grand arc dont la concavité est tournée vers le Sud.

Le Roan est rencontré dans la profondeur et a été extrudé sur le Kundelungu. Il a été plissé, chevauché, voire charrié, puis disloqué en plusieurs mégafragments de dimensions variables : « ECAILLES » des anciens géologues.

Dans le Sud du Haut-Katanga aussi tectonisé, [NTUMBA K., 2013] distinguent trois secteurs aux effets tectoniques inégaux :

? Le secteur Sud-Est : la tectonique est simple et est caractérisée par des

anticlinaux complets ;

? Le secteur Centre : la tectonique est extrusive et les plis déversés vers le Sud. Il

s'agit des régions de Likasi, Shinkolobwe, Kambove et Fungurume ;

? Le secteur Ouest : la tectonique est extrusive, chevauchante et se termine par un

charriage. C'est le secteur de Kolwezi qui présente une structure très complexe et faillée.

I.4.1.3. Minéralisation

Au Haut-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 où les couches kibariennes ont une grande épaisseur. Pour la minéralisation cuprifère, il y a lieu d'en distinguer deux sortes [KONDEMA,2016] : la minéralisation cuprozincifère d'origine filonienne (postlufilienne : type Kipushi) et la minéralisation cuprocobaltifère, stratiforme et diagénétique, liée au Super groupe de Roan (type Groupe des Mines)

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I.4.1.4. Hydrographie

Au Sud du Haut-Katanga, les cours d'eau jaillissent dans les formations gréseuses et dolomitiques. Leur direction et leur sens d'écoulement sont influencés tant par la lithostratigraphie que par la structure des formations traversées.

Particulièrement dans les régions de Lubumbashi et de Kasenga, la surface générale d'érosions s'incline globalement vers l'Est suivant le drainage de la rivière Kafubu, principal affluent de la luapula coulant de l'Ouest à l'Est.

I.4.2. Géologie locale

Ce site compte trois gisements qui portent les noms suivants du Nord au Sud, Tshifufia-Mashi, Tshifufia Central et Kinsevere Hill. Ces trois gisements sont localisés dans le Groupe des mines, le Super-groupe de Roan, le système du Katanguien, entourés par des sédiments récents de Kundelungu.

Ces gisements récents se situent dans une séquence mélangée des roches silicoclastiques et carbonatées qui constitue l'hôte typique de la minéralisation dans la ceinture de Cuivre du Haut Katanga.

I.4.2.1. Types de Gisement

Le gisement de Kinsevere est classé parmi les gisements sédimentaires stratiformes de cuivre (S.S.C.).

Les gisements du type sédimentaires stratiformes de cuivre constituent 20 à 25% des réserves mondiales en cuivre et une source importante de cobalt (cas de la ceinture cuprifère de l'Afrique centrale). Ils se distinguent par leurs tailles (morphologie), la répartition des teneurs et par les métaux accompagnateurs.

I.4.2.2. Stratigraphie

Par rapport à la lithostratigraphie régionale donnée sur le tableau I.3, à Kinsevere, la minéralisation s'étend jusqu'aux Calcaire a Minerais Noir qui constituent ainsi le troisième corps minéralisé [NGOY, 2009]. Cependant, il n'y a pas la séparation habituelle des formations de roche siliceuse feuilleté entre l'Ore Body supérieur (O.B.S) de l'Ore Body inférieur (O.B.I).

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Le tableau I.3 nous donne du sommet à la base, la stratigraphie locale de la mine de Kinsevere hill et se présente de la manière suivante :

Tableau I. 3 : Stratigraphie de la mine de Kinsevere hill

N°	Formation		Abréviation	1
Le Calcaire à Minerais Noirs	C.M.N		2
Les Shales Dolomitiques	S.D		3
Les Roches Siliceuses Feuilletées	R.S.F		4
Les Dolomies Stratifiées	D-Strat.		5
Les Roches Argilo-Talqueuses	R.A.T

La carte de la Figure I.4 résume la situation lithostratigraphie du polygone de Kinsevere.

Figure I. 4. Stratigraphie locale du polygone de KINSEVERE [AMCK, 2010]

I.4.2.3. Tectonique locale

La tectonique du Sud Katanga est chevauchante et serait responsable de l'allure plissée et arquée (courbé) des formations du Roan. [KAMPUNZU, 2005],

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Le gisement de Kinsevere a connu d'importants mouvements tectoniques, cela se justifie par une lacune de sédimentation due à l'absence de la Roche Siliceuse Cellulaire (R.S.C), qui est la formation repérée permettant de distinguer l'Ore Body supérieur (O.B.S) de l'Ore Body inférieur (O.B.I).

I.4.2.4. Cadre structural

Le terrain a connu des phénomènes tectoniques importants, cela se justifie par la présence des failles, des contacts anormaux, de changement de direction et pendage.

I.4.2.5. Morphologie

Le gisement de Kinsevere est constitué des trois écailles qui sont réparties sur une superficie d'au moins 5,95 Km² avec un terrain presque homogène.

Ce gisement a une structure monoclinale renversée. D'après les études effectuées par les géologues, ce dernier montre que les couches du gisement de Kinsevere ont une direction de 46° Nord-Est avec un pendage moyen de 70° Sud-Ouest.

I.4.2.6. Minéralisation

Le gisement de Kinsevere est Cupro-Cobaltifère mais la campagne actuelle concerne le cuivre seulement.

Dans cette mine, la minéralisation est composée principalement de la malachite quoi que l'enrichissement de cuprite se trouve dans des zones spécifiques. La minéralisation est oxydée et siliceuse, et s'étend au-delà de 400 mètre de long et 50 mètre de large. Les Sulfures sont rencontrés beaucoup plus en profondeur. Les Ores Bodies supérieur et inférieur ainsi que les Calcaire a Minerais Noir y sont développés.

Le gisement a une particularité par le fait que toutes les formations géologiques sont minéralisées de la base au sommet alors que dans le Katanga méridional, la grande partie de la minéralisation est concentrée dans l'Ore body inférieur.

Le gisement de Kinsevere hill est constitué de trois zones de minéralisation :

? La zone d'oxydation : elle regorge en son sein les minéraux oxydés

? La zone de transition : elle constitue une zone où il y a mélange des minéraux oxydés et sulfurés.

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> La zone de cémentation : dans laquelle nous rencontrons les minéraux sulfurés.

La métallogénie nous montre que l'exploitation à Kinsevere hill va se faire d'abord dans la zone d'oxydation qui est marquée par la présence des minerais de cuivre tels que :

> La malachite [Cu2CO3(OH)2] ;

> L'azurite [Cu3(CO3)2(OH)2] ;

> La cuprite [Cu20] ;

> La chrysocolle. [CuSiO3. 2H2O].

Signalons entre outre que le cuivre est le principal minerai recherché et est extrait en majeure partie dans la malachite et qui a des faibles proportions dans les autres minerais de cuivre tels que la cuprite, l'azurite, la chrysocolle.

Le gisement de Kinsevere hill est constitué des minerais oxydés qui forment une épaisse couverture supergène recouvrant une minéralisation sulfurée, qui constitue la majeure partie des réserves minérales définies jusqu'à ce jour. L'hétérogénéité (oxyde de cobalt et de cuivre) représente toujours une composante mineure du minerai.

Il peut arriver qu'on se retrouve en présence des sulfures que l'on retrouve souvent dans les shales dolomitiques noirs. Ce sont normalement les minéraux concentrés dans la zone de cémentation, mais dans le cas présent, ils sont retrouvés ensemble avec les minerais oxydés, ce qui nous amène à émettre cette hypothèse selon laquelle l'exploitation tend vers la zone de transition.

Les minerais sulfurés qu'on retrouve dans cette mine sont : la pyrite (FeS2), la chalcopyrite (CuFeS2), la bornite (Cu5FeS4), la chalcosine (Cu2).

Le tableau I.4 nous donne la dénomination de différents matériaux extraits à Kinsevere en fonction de leur teneur.

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Tableau I. 4 : Dénomination des matériaux en fonction de la teneur en cuivre

Dénomination	Teneur
Low grade : bleu	0,55-1,50
Medium grade : green	1,50-2,50
Hight grade : red	3,50-6
Super hight grade : magenta	6-99,9

I.5. RESERVES GEOLOGIQUES

Le gisement de Kinsevere constitue l'une des nombreuses réserves de la G.C.M dans les environs de la ville de Lubumbashi. La majeure partie des ressources minérales identifiées dans ce gisement est composée de minerai oxydé. Ce dernier se présente sous trois formes, à savoir : la malachite ; la pseudo-malachite ; l'azurite.

A la fin de l'année 2010, mining minéral group a effectué une évaluation de ses ressources minérales oxydées et sulfurées sur ses trois sites et a opté pour le projet de Tshifufia-mashi, qui est prédominé par la malachite. Les résultats de l'évaluation ont indiqué qu'il existe une réserve minérale de 28.96 millions de tonnes de minerais oxydés à une teneur moyenne de 3.6 % pour 1.042 tonnes de cuivre et les réserves des minéraux sulfurées de 11.86 millions de tonnes à une teneur moyenne de 2.67 % pour 308.36 tonnes de cuivre. La figure I.5 ci-dessous représente une mise à jour des ressources minérales de sulfures de Tshifufia.

Figure I. 5 Coupe du gisement de Kinsevere (Central Pit) avec les différents sondages

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I.6. HYDROGEOLOGIE

Pour que l'exploitation de minerai se fasse dans le sec, l'exploitant doit avoir une connaissance parfaite de l'hydrogéologie (qui est une science qui étudie les eaux souterraines) pour permettre d'une part de pouvoir décider sur l'orientation ou le positionnement des ouvrages et, d'autre part, d'élaborer un programme d'exhaure adéquat dans la mine. Tous les puits forés dans l'espace minier de Kinsevere indiquent que les eaux souterraines sont rencontrées à des niveaux variant entre 30 mètre et 71 mètre. Nous rencontrons aussi trois nappes phréatiques dont deux qui se croisent au niveau de la mine de Tshifufia Central ; et ces nappes sont saturées au-dessus d'une profondeur variant entre 30 mètre et 71 mètre. Pour faire face aux problèmes d'exhaure et de l'environnement, le site minier de Kinsevere dispose de plusieurs points de contrôle du niveau hydrostatique et de la qualité de l'eau.

En plus, les forages des puits filtrants se trouvant autour de mine centrale ont été réalisés par Anvil Mining Concentrate Kinsevere via une firme Namibienne, qui ces puits ont une profondeur de 600 mètres et facilitent le bon déroulement de l'exploitation ; ces eaux sont évacuées par les pompes longitudinales de type PERLESS. Auparavant tous les puits se trouvaient à l'extérieur de la mine mais c'est avec l'évolution de la production que l'on retrouve certains dans la mine.

I.7. CONCLUSION

Gisement kinsevere hill appartient au Groupe des Mines (ou au super-groupe de Roan) comme la plupart de gisements cupro-cobaltifères de la province du Haut-Katanga. Sur le plan structural, le terrain a connu des phénomènes tectoniques importants cela se justifie par la présence des failles, de changement de direction et pendage. Sur le plan minéralogique, Kinsevere a une particularité du faite que toutes les formations géologiques sont minéralisées de la base au sommet alors que dans le Katanga méridional, la plus grande de la minéralisation est concentrée dans l'Ore body inferieur. Du point de vue métallogénie, nous donnons deux types de minéraux métallifères à savoir : les oxydes et les sulfures.

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CHAPITRE II. CONTRAINTES D'EXPLOITATION DU PROJET 1140

II.1 INTRODUCTION

Le domaine des mines est un vaste secteur basé sur plusieurs techniques et opérations ayant pour finalité l'extraction dans le sous-sol des minéraux utiles ou substances valorisables en les transformant enfin de donner une utilité dans la vie de l'homme.

Ce domaine est composé de plusieurs étapes suivantes :

? Recherches géologiques et minières ;

? Exploitation minière ;

? Traitement minéralogique ; ? Traitement métallurgique.

En ce qui nous concerne, on s'attèlera sur l'exploitation minière laquelle est soumise à des contraintes qui constituent des préalables pour un bon aboutissement aux finalités de l'exploitation minière.

C'est ainsi que dans ce chapitre, il sera questions de faire ressortir les contraintes liées à l'exploitation du gisement de Kinsevere hill qui sont :

Contrainte technique ; Contrainte technologique ; Contrainte de stabilité ; Contrainte économique.

II.2. CONTRAINTES TECHNIQUES

Ce sont les contraintes qui sont liées au mode d'exploitation et à la méthode d'exploitation

II.2.1. Mode d'exploitation

Le mode d'exploitation est dicté par la configuration spatiale du gisement, la nature de la roche encaissante, la profondeur du gisement, l'épaisseur des terrains de recouvrement superficiel et l'affleurement. Faisons remarquer que lorsqu'un gisement affleure ou est recouvert d'une faible épaisseur des morts terrains, il est toujours plus économique de l'exploiter à ciel ouvert jusqu'au moment où les coûts d'enlèvement des morts-terrains ou des stériles ainsi que ceux de l'extraction du minerai tout venant seront tels que l'exploitation à ciel ouvert n'est plus rentable. C'est-à-dire soit le prix de vente d'une tonne de minerai est inférieur au prix de revient d'une tonne de minerai tout-venant à ciel ouvert, soit ce dernier est supérieur au prix de revient d'une tonne extraite en mine souterraine tout en étant inférieur au prix de vente d'une tonne de minerai extraite [NGOIE N., 2014].

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Il existe deux modes d'exploitations de mines et le troisième n'est qu'une combinaison de deux autres je cite :

? Le mode à ciel ouvert ; ? Le mode souterrain.

Pour notre gisement, nous optons pour le mode d'exploitation à ciel ouvert car celui-ci est de type filonien, ces roches sont relativement semi dures et surtout que le gisement affleure.

II.2.2. Méthode d'exploitation

La méthode d'exploitation est définie comme étant la progression dans le temps de l'ensemble des gradins à l'intérieur de la fosse ultime. Toutefois, la méthode d'exploitation est mieux définie lorsqu'on tient compte de la morphologie du gisement ou des moyens mis en oeuvre pour le déplacement des stériles. [KAMULETE M., 2013].

Ainsi, pour la mine de Kinsevere hill, nous optons pour la méthode de fosses emboitées, car sa morphologie se présente en forme de filon c'est-à-dire dressant et semi dressant. Comme ce gisement affleure, nous proposerons la constitution des terrils extérieurs non loin du champ minier.

II.2.3. Eléments de base d'une mine à ciel ouvert

L'élaboration du design minier exige au préalable que soient définis les paramètres de conception tels que la hauteur des gradins, la largeur de la plateforme de travail, la banquette de sécurité, la largeur minimum d'exploitation, l'angle de talus de gradin, l'angle de bords de la mine à ciel ouvert et talus de liquidation, la largeur des pistes ou inclinés, la pente des pistes ou incliné.

Ces paramètres techniques et économiques, sont définis compte tenu des caractéristiques géomécaniques, de l'outil de production et de la méthode d'exploitation.

1. Hauteur du gradin

Le gradin est l'un des éléments technologiques fondamentaux représentant une partie des morts terrain ou du gisement enlevé de manière autonome et qui est desservi par les moyens de transport qui lui sont propres. Elle est généralement déterminée en fonction des principales dimensions de travail des excavateurs.

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La hauteur du gradin doit garantir le remplissage du godet au cours d'un seul passage de celui-ci sur le front, c'est à-dire à partir du niveau inférieur du gradin jusqu'à son arrête supérieure. Le tableau II.1 ci-après donne la hauteur minimale du gradin dans différents types de terrains compte tenu de la capacité du godet de l'excavateur.

Tableau II. 1 : La hauteur minimum du gradin dans les différents types de terrains
[KAMULETE M., 2013].

Capacité du godet (m3)	Hauteur minimale du gradin (m)
	Terrain tendre	Terrain mi-dur	Terrain dur
0.5	1.2	2.0	1.25
1.0	1.4	2.5	5.00
1.5	1.6	2.75	5.25
2.0	2.0	3.25	5.75
3.0	2.5	3.80	6.00
5.0	5.0	8.50	10.00
15.00	6.0	10.00	15.00

Le gisement de Kinsevere hill, comme la plupart des mines du Haut Katanga, est classé dans les terrains durs. La hauteur de gradin est de 10 mètres.

2. Largeur de la plate-forme de travail

Elle figure parmi les éléments principaux de l'exploitation à ciel ouvert et doit permettre les manoeuvres et les déplacements aisés des engins. Cette largeur est aussi fonction de la nature du terrain.

La largeur de la plate-forme de travail (Bs) est déterminée par la formule suivante :

Bs = Dc + S1 + Bt + S2 [II.1]

Avec :

? Dc : la largeur du tas d'éboulis après le minage.

Elle se définit approximativement par : Dc = (1.3 à 1.6) *Hg où Hg : Hauteur du gradin

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En considérant une moyenne de 1.45 Dc= 1,45 * 10 = 14,5 mètres

? S1 : distance de sûreté entre l'arrête inférieure du gradin exploité et la bande de transport. En pratique on considère S1 = 2,5 mètres

Prenons par défaut 2,5 mètres

? S2 : base du prisme d'éboulement du gradin (mètre), elle s'exprime par la relation suivante :

S2= Hg*[cotgá-cotgf3] [II.2]

Soit encore S2= (20 à 50%)* Hg [II.3]

En Considérant S2=0,5*Hg= 5 mètres

? á : pente naturelle des roches correspondant à peu près à leur surface de glissement dont l'existence est due essentiellement au poids propre des roches.

? f3 : l'angle de talus de gradin

? Bt : la largeur d'une bande de transport suivant le type de moyen de transport et le schéma de circulation.

On va considérer Bt la largeur de la plus grosse benne CAT 735B qui sera utilisé est égale au maximum à 5,23 mètres Alors :

Bs = 14,5+2,5+5+5,23= 27,23 30 mètres comme plate-forme de travail.

Les engins de transport qui seront utilisés sont de marque CAT 735B ; la largeur de ces engins est de 5,23 mètres.

A S2 Bt S1₁

t 2

Bs

A

t

H

H t

g

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Figure II.1 La largeur de la plate-forme de travail dans les roches dures et semi-dures

3. Banquette de sécurité (BTS)

La banquette de sécurité est une plate-forme que l'on laisse à chaque gradin et sur les bords inexploités ou les bords de la fosse ultime pour améliorer la stabilité des flancs ou des buttes. Elle varie habituellement entre 20 et 50 % de la hauteur des gradins suivant la nature de terrain.

Elle peut être également calculée par la formule suivante : BTS= 0,5*10= 5 mètres

4. Largeur minimum d'exploitation (Bs) Elle est définie par :

Bs = Kp+ Rd+ b 2 + 2S [II.4]

Avec :

? Bs : largeur minimum d'exploitation (mètre)

? Kp : rayon décrit par l'arrière de l'excavateur (mètre)

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> Rd : rayon de déversement de l'excavateur (mètre) > b : largeur de la benne du camion (mètre)

> S : distance de sécurité qui varie de 1,5 à 2,0 mètre

Pour une benne de 5,23 mètre de largeur et un excavateur CAT 374DL les paramètres techniques sont repris dans le tableau II.2 ci-après :

Tableau II.2 : Paramètres techniques de l'excavateur [ www.cat374DL.com]

Paramètres	Dimension
Capacité du godet	4 m 3
Rayon de rotation arrière	4200 mm
Portée	1051 mm

Partant de la formule (Bs) ; la largeur minimum d'exploitation vaut 11,366 11 mètre. 5. Angle de talus des gradins

Le gradin qui est l'élément fondamental technologique de l'exploitation à ciel ouvert qui représente une partie des morts-terrains ou du gisement enlevée de manière autonome et qui est desservi par des moyens de transport qui lui sont propres.

Tout gradin en mine à ciel ouvert ou d'une carrière a généralement deux surfaces dégagées dont

:

> Le front d'attaque ;

> Le talus de gradin.

Ce dernier peut se retrouver dans les bords exploités ou dans les bords inexploités ; pour les

bords exploités, l'angle de talus (??) est déterminé en fonction de la nature des roches. On prend

en considération en même temps certaines particularités de la technologie minière à savoir :

> Le type de matériels en exploitation (sondeuses, excavateurs ...)

> Le schéma des travaux de tir etc...

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Pour les bords inexploités, l'angle de talus ?? doit être légèrement supérieur à la pente naturelle des roches. Le tableau II.3 ci-dessous présente les angles de talus des gradins suivant la nature des roches, â et á sont respectivement l'angle du bord exploité et inexploité.

Tableau II. 3 : Angle de talus des gradins suivant la nature des roches [KAMULETE,

2013].

Nature des roches	â	á
Massives compactes, très dures et stables	75° à 85°	Jusqu'à 90°
Eruptives saines, dures et stables	70 à 75°	70 à 80°
Eruptives compactes, sédimentaires dures et stables	60 à 65°	60 à 70°
Schisteuses, calcaires, conglomérats semi-durs et stables	40 à 50°	45 à 55°
Sablo argileuse	25 à 45°	35 45°

Au vu de ce qui précède et compte tenu du caractère sédimentaire de la roche, de la dureté, du pendage des couches géologiques et de la nature du terrain, l'angle de talus de gradin retenu est de 65°.

6. Angle de talus de liquidation et de bord de la mine

Les angles de talus de liquidation sont très importants tant du point de vue technique que du point de vue économique dans le cas d'une mine à ciel ouvert. Ils doivent constituer « un compromis entre les impératifs de sécurité liés à la stabilité de talus et les impératifs des coûts liés à la découverture ».

En faisant varier l'angle de talus, on obtient différents volumes et différents coûts opératoires. Une diminution de l'angle de talus entraîne un volume supplémentaire à excaver, ce qui a pour conséquence une dépense additionnelle. Dans certaines circonstances, ce volume supplémentaire peut même « compromettre la rentabilité » de l'exploitation si on adopte des angles de talus assez inférieur à ceux prévus dans le projet.

A une profondeur Hx de la mine à ciel ouvert, les angles de talus durant l'exploitation ou les angles des talus des bords de la mine à ciel ouvert peuvent être déterminés par les expressions suivantes :

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Avec :

> â: Angle de talus de gradin des bords de travail ; > : Angle de talus de gradin du bord inexploité ;

> : Angles des talus durant l'exploitation respectivement du bord de travail et du
bord inexploité.

Figure II.2 : Angles de talus des bords de la mine à ciel ouvert et de talus de liquidation

> : Angle de talus de liquidation du stade final de l'exploitation respectivement du

bord de travail et du bord inexploité ;

;

> Au stade final :

> Hx : la profondeur finale d'exploitation à ciel ouvert ;

> Bs : la largeur de la banquette de travail (largeur de la plate-forme de travail) ;

> Ts : la largeur de la banquette de sécurité ou de la bande de transport lorsqu'il se fait

sur le bord inexploité. Les éléments ci-haut explicite mieux la figure ci-dessus.

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7. Dimensions de la piste : largueur et pente

C'est une piste inclinée qui permet de passer de la surface au fond de la mine à ciel ouvert au moyen d'engins roulants (camions, voitures, etc.). Sa largeur et sa pente dépendent des caractéristiques géométriques des engins utilisés, de leurs performances, ainsi que de l'organisation générale de la production. La pratique de la conception minière recommande une largeur de piste comprise entre trois et quatre fois la largeur de la benne (piste à deux voies). Les engins de transport qui seront utilisés sont de marque CAT 735B ; la largeur de ces engins est de 5,23 mètre.

En se référant au tableau II.4 ci-dessous donné dans Mining Engineering Handbook, la largeur de la piste sera calculée comme suit :

Tableau II.4 : Largeur minimum de la piste selon le nombre de voies.

Nombre de voie	Facteur X largeur max de la benne
1	2
2	3,5
3	5
4	6,5

? Nombre de voies = 2

? Largeur de l'engin = 5,23 m (bennes CAT 735B)

Larguer de la piste = 5,23×3,5 = 18,305 mètre

En tenant compte de la largeur de la ridelle, du rayon de courbure et du drain, nous optons pour une largeur de la piste de 20 mètre.

Les pentes des inclinés constituent un compromis entre la longueur et les limitations techniques de performances des bennes et autres engins de traction. Ces pentes varient entre 8 % et un maximum de 10 % pour les camions-bennes.

La pente de 8 % donne plus de souplesse à l'exploitation, l'utilisation des pentes inférieures à 8 % allonge la longueur de la piste (100 mètre sur l'horizontal à 10%, 125 mètre sur l'horizontal à 8%).

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En plus, elle augmente le temps de cycle des camions avec comme conséquence l'augmentation de la consommation en gasoil et la diminution sensible de la vitesse. D'autre part, les moteurs diesels en fournissant beaucoup d'énergie, travaillent en surcharge et il y a risque de détérioration rapide de moteurs qui coûtent cher. De ce qui précède, nous optons pour la pente de 8%.

II.2.4. Synthèse des paramètres d'exploitation

Le tableau II.5 résume les différentes dimensions des éléments fondamentaux du design de la mine à ciel ouvert de Kinsevere hill.

Tableau II.5 : Synthèse des paramètres d'exploitation.

N°	Eléments de base	Dimension
1	Hauteur de gradin	10 m
2	Largeur de la plate-forme	30 m
3	Banquette de sécurité	5 m
4	Largeur minimale d'exploitation	11 m
5	Angle de talus des gradins	65^o
5	Angle de talus de liquidation	40°
6	Largeur de la piste	20 m
7	Pente des pistes ou incliné	8%

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Figure II.3: Design de la phase finale de Hill en plan [MMG]

II.2.5. Inventaire des matériaux

Le département de mine de MMG a bien voulu utiliser le logiciel GEOVIA SURPAC^TM pour quantifier les matériaux contenus dans le projet d'exploitation Kinsevere hill afin de nous octroyer les cubages des matériaux ainsi que les différentes teneurs en cuivre.

Le tableau II.6 ci-dessous présente les différents volumes et tonnage minerai contenus dans le pit, tout en sachant que la densité du minerai est de 2.

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Tableau II.6 : Volume des matériaux par tranche d'exploitation

Z	V. stérile [m3]	V. minerais [m3]	V. matériaux [m3]	T. moyenne Cu [%]	Tonnage minerai[T.S]
1250->1240	851371	339056	1190427	1,31	678112
1240->1230	621102	597409	1218511	2,23	1194818
1230->1220	762043	1407989	2170032	2,31	2815978
1220->1210	528093	1308686	1836779	4,13	2617372
1210->1200	406373	1296192	1702565	4,16	2592384
1200->1190	356739	979489	1336228	3,91	1958978
1190->1180	127402	162764	290166	3,37	325528
1180->1170	43549	851737	895286	3,69	1703474
1170->1160	29503	608393	637896	4,16	1216786
1160->1150	3959	432270	436229	4,17	864540
1150->1140	0	344749	344749	3,81	689498
GRAND TOT	3730134	8328734	12058868	3,386363636	16657468

La figure II.4 ci-dessous illustre le volume des matériaux par tranche d'exploitation du projet 1140 de Kinsevere hill.

	EVOLUTION DES MATERIAUX PAR TRANCHE
	2500000
	2000000
MATERIAUX
	1500000
	1000000
	500000
	0

Figure II.4 : Evolution des matériaux par tranche

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II.2.5.1. Le rapport de découverture

La rentabilité d'une exploitation à ciel ouvert est déterminée en fonction du rapport de découverture et particulièrement pour les gisements exploités par la méthode des fosses emboîtées. Pour le cas de notre étude, nous déterminerons les rapports de découverture instantané et global.

Mathématiquement ce rapport est établi par la relation suivante :

Avec :

??????? ???? = ?????????

[II. 7]

? ???? : rapport de découverture en (m³/Ts) ; ? ??????? : quantité de stériles excavée en (m³) ; ? ????????? : quantité de minerai extraite en (Ts).

Le rapport de découverture global (Rdg) correspond au rapport entre la quantité de stérile (en m³) et la quantité de minerai (en tonnes sèches) au stade final de l'exploitation à ciel ouvert.

Le rapport de découverture instantané (Rdi) correspond au rapport de découverture de la mine à ciel ouvert à un moment donné de son exploitation, étant donné que d'une façon générale, on exploite la mine à ciel ouvert par phases partielles ou mini projets.

Les tableaux II.7 et II.8 ci-dessous reprennent les Rd instantanés et globaux pour la mine de Kinsevere hill. Afin de mieux interpréter ces rapports de découverture, nous avons tracé leurs courbes de variation avec la profondeur.

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Tableau II.7 : Rapport de découverture instantané de la mine de Kinsevere hill

Z	Volume stérile[m3]	Volume minerais[m3]	Volume matériaux[m3]	Tonnage minerai[T.S]	Rdi [m^3/ts]
1250->1240	851371	339056	1190427	678112	1,25550204
1240->1230	621102	597409	1218511	1194818	0,5198298
1230->1220	762043	1407989	2170032	2815978	0,27061397
1220->1210	528093	1308686	1836779	2617372	0,20176459
1210->1200	406373	1296192	1702565	2592384	0,15675648
1200->1190	356739	979489	1336228	1958978	0,18210465
1190->1180	127402	162764	290166	325528	0,39137033
1180->1170	43549	851737	895286	1703474	0,02556482
1170->1160	29503	608393	637896	1216786	0,02424666
1160->1150	3959	432270	436229	864540	0,00457931
1150->1140	0	344749	344749	689498	0
TOTAL	3730134	8328734	12058868	16657468	0,22393163

Tableau II.8 : Rapport de découverture global de la mine de Kinsevere hill

Z	Volume stérile[m3]	Cumul vol. stérile[m3]	Tonnage minerai[T.S]	Cumul tonnage minerai [T.S]	Rdg [m3/ts]
1250->1240	851371	851371	678112	678112	1,255502
1240->1230	621102	1472473	1194818	1872930	0,7861869
1230->1220	762043	2234516	2815978	4688908	0,4765536
1220->1210	528093	2762609	2617372	7306280	0,3781143
1210->1200	406373	3168982	2592384	9898664	0,3201424
1200->1190	356739	3525721	1958978	11857642	0,2973374
1190->1180	127402	3653123	325528	12183170	0,29985
1180->1170	43549	3696672	1703474	13886644	0,2662034
1170->1160	29503	3726175	1216786	15103430	0,2467105
1160->1150	3959	3730134	864540	15967970	0,233601
1150->1140	0	3730134	689498	16657468	0,2239316
TOTAL	3730134	32551910	16657468	110101218	0,2956544

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Les figures II.5 et II.6 ci-dessous représente la courbe de rapport de découverture instantané(Rdinst) et le rapport de découverture global (Rdg) du projet 1140 de Kinsevere hill

RAPPORT DE DECOUVERTURE INSTANTANE

0,8

0,6

0,4

0,2

1,4

1,2

0

1

Evolution du rapport de decouverture instantané

Rdi (m3/ts)

Figure II.5 : Evolution du rapport de découverture instantané avec la profondeur

RAPPPORT DE DECOUVERTURE GLOBAL

0,8

0,6

0,4

0,2

1,4

1,2

0

1

EVOLUTION DU RAPPORT DE DECOUVERTURE GLOBAL

Rdg (m3/ts)

Figure II.6 : Evolution du rapport de découverture global avec la profondeur

Interprétation

On remarque sur la figure II.5 et II.6 que le rapport de découverture diminue lorsque la profondeur (ou la cote) augmente, c'est-à-dire la quantité de minerai augmente lorsque la profondeur (cote) augmente.

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II.2.5.2. Le Tempérament

Le tempérament est le rapport entre la quantité totale des matériaux excavés (stérile et minerai) exprimée en m³ et la quantité de minerai valorisable extraite exprimée en tonnes sèches, et réalisée à un stade d'exploitation. Pour le cas de notre étude, nous déterminerons les tempéraments instantanés et globaux.

L'expression mathématique ci-dessous exprime le tempérament :

???? =	??????? + ?????????	[II.8]
	?????????

Avec :

? ???? : tempérament en (m³/Ts) ;

? ??????? : le cubage du stérile excavés en (m³) ;

? ????????? : le tonnage total du minerai valorisable en (Ts) ;

? ????????? : le cubage du minerai tout venant qui se calcule par :

[II.9]

?????????

????????? = ????????

Où : ???????? est la densité moyenne du minerai tout venant.

Le tempérament global (Teg) est un tempérament défini après avoir inventorié et quantifié les matériaux (stérile et minerai) contenus dans le projet d'exploitation au stade final, le tempérament instantané (Tei) est un tempérament dont la valeur est calculée sur base des matériaux (stérile et minerai) contenus dans le projet partiel à un moment donné de son évolution.

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Tableau II.9 : Tempéraments instantanés et globaux du projet 1140 de Kinsevere hill

Z	Volume matériaux [m^3]	Tonnage minerai [ts]	Tei [m^3/ts]	Cumul tonnage	Cumul matériaux	Teg [m^3/ts]
1250->1240	1190427	678112	1,7555020	678112	1190427	1,7555020
1240->1230	1218511	1194818	1,019829	1872930	2408938	1,2861868
1230->1220	2170032	2815978	0,7706139	4688908	4578970	0,976553
1220->1210	1836779	2617372	0,7017645	7306280	6415749	0,8781143
1210->1200	1702565	2592384	0,6567564	9898664	8118314	0,8201423
1200->1190	1336228	1958978	0,6821046	11857642	9454542	0,7973374
1190->1180	290166	325528	0,8913703	12183170	9744708	0,7998499
1180->1170	895286	1703474	0,5255648	13886644	10639994	0,7662034
1170->1160	637896	1216786	0,5242466	15103430	11277890	0,7467105
1160->1150	436229	864540	0,5045793	15967970	11714119	0,7336010
1150->1140	344749	689498	0,5	16657468	12058868	0,7239316
TOTAL	12058868	16657468	0,7239316	110101218	87602519	0,795654

On remarque sur la figure II.7 et II.8 ci-dessous que la courbe du tempérament global (Teg) et instantané du projet 1140 de Kinsevere hill diminue lorsque la profondeur augmente

TEMPERAMENT INSTANTANE

0,8

0,6

0,4

0,2

1,8

1,6

1,4

1,2

0

2

1

Evolution du temperament instantané par tranche

Tei

Figure II.7 : Evolution du tempérament instantané avec la profondeur

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TEMPERAMENT GLOBAL

0,8

0,6

0,4

0,2

1,8

1,6

1,4

1,2

0

2

1

Evolution du temperament global par tranche

Teg

Figure II.8 : Evolution du tempérament global avec la profondeur

II.3 CONTRAINTES TECHNOLOGIQUES

Le niveau de production dans une mine est à la fois tributaire :

? Du nombre (nécessaire et suffisante) des moyens de production ;

? De la fiabilité des engins disponibles ;

? Des caractéristiques géométriques (dimensions principales de travail) et techniques des engins d'exploitation ;

? De la compétence et de la qualification professionnelles du personnel en général plus particulièrement celui voué à l'exploitation.

En ce qui concerne les engins oeuvrant dans la mine de Kinsevere hill leurs caractéristiques et performances sont décrits dans le chapitre III du présent travail.

II.4. CONTRAINTES DE STABILITE

Les contraintes consacrées à la stabilité des talus sont relatives aux talus rocheux, ces derniers biens que faisant appel à une mécanique différente de la mécanique des sols constituent en effet, un domaine d'action suffisamment importante pour son traitement.

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L'observation d'un grand nombre des glissements de talus permet de préciser quelques règles générales à savoir :

> L'eau joue un rôle important dans la rupture des talus rocheux ;

> Souvent les glissements sont liés à des pentes raides (supérieures à 1 /2 de la hauteur dans les argiles).

En exploitation à ciel ouvert, la stabilité de talus a un rôle très important :

> D'une part, il est nécessaire de réduire les dépenses de découverture, pour cela, il faut un angle de talus plus élevé ;

> D'autres parts, on doit assurer la sécurité du personnel et du matériel, ce qui conduit à l'adaptation d'un angle de talus faible.

De ce fait, il est nécessaire de déterminer l'angle de talus optimal lors de l'exploitation à ciel ouvert en vue de prévenir ou d'atténuer les éventuels glissements ou mouvements des terrains d'une part, et d'autres parts de diminuer les dépenses de découverture. En ce qui concerne la mine de Kinsevere hill, les essais géotechniques préalablement établis qui figure dans le tableau (II. 3) du présent travail, nous aideront à la détermination de l'angle de talus du bord de travail (â) et celui du bord inexploité (á).

II.5 CONTRAINTES ECONOMIQUES

La teneur limite d'exploitabilité est la teneur en dessous de laquelle une exploitation minière cesse d'être rentable. C'est une contrainte fixée par les données économiques et techniques. Au cours d'une exploitation minière, le profit attendu résulte de la comparaison entre les prix de revient de productions (exploitation minière et traitement ou de production) des métaux et les recettes prévisionnelles à réaliser sur base du cours des métaux sur le marché international. Par voie de conséquence, il appartient à l'exploitant de rechercher la plus grande valeur du cash-flow net (profit net), en jouant sur les paramètres qu'il peut facilement contrôler, à savoir :

> Au niveau de la mine :

y' Cadence de la production annuelle des minerais ; y' Le coût de l'extraction minière ;

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y' La teneur d'exploitation (en évitant une grande dilution et en augmentant la récupération minière).

> Au niveau de l'usine de traitement :

y' Le rendement de récupération ;

y' La teneur du concentré ;

y' Le prix de revient à l'usine de traitement ;

y' Le coût de transport (mine-usine).

C'est ainsi que les producteurs des métaux peuvent arriver à produire des métaux de bonne qualité à moindre coût pour non seulement accroître leur marge bénéficiaire mais aussi et surtout en vue de rester compétitif sur le marché international.

II.6. CONCLUSION

Les gisements de Kinsevere hill est semi-dressant avec un terrain de recouvrement dont l'épaisseur est superficielle, son mode d'exploitation est à ciel ouvert. Vue la configuration du gisement, la méthode d'exploitation est celle d'excavation globale ou fosses emboitées. Les éléments de base de la mine à ciel ouvert de Kinsevere hill permettent d'atteindre de bons résultats en termes de la récupération minière et de la stabilité.

Après quantification du design à l'aide du logiciel GEOVIA SURPAC^TM, la quantité de matériaux contenue dans le projet 1140 est de 16.657.468 TS dont 3.730.134 m³ de stérile et 8.328.734 m³ de minerai. Les rapports de découverture instantané et global sont respectivement de 0,22393163 et 0,2956544 m³/ts tandis que les tempéraments instantané et global sont respectivement de 0,72393163 et 0,7956544 m³/ts.

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CHAPITRE III PLANIFICATION DE L'EXPLOITATION MINIERE

III.1. INTRODUCTION

Pour mieux planifier les travaux d'exploitation minière, il faut déterminer la production annuelle ou mensuelle en fonction des contraintes techniques tant au niveau de la mine qu'au niveau de l'usine de traitement minéralurgique. Ainsi, la planification minière se définit comme l'ordonnancement dans le temps et dans l'espace des tâches ou opérations minières concourante à la production minière en vue de respecter un programme préétabli.

III.2. OBJECTIFS DE LA PLANIFICATION

La planification minière peut avoir l'un des objectifs suivants :

? D'établir un programme d'exploitation compatible avec les moyens disponibles (engins miniers)

? De déterminer quels sont les moyens nécessaires pour la réalisation d'une exploitation minière partant d'un programme donné.

Dans les lignes qui suivent nous vous présenterons un programme d'exploitation ou une planification dépendant de la flotte d'engins qui sera calculé pour une exploitation rationnelle du projet 1140.

III.3. ORGANISATION DES TRAVAUX

L'organisation des travaux nécessite d'élaborer un programme d'excavation et de production minière au cours d'une période donnée, en effet ce problème peut être abordé sous trois aspects

:

? Soit, on peut réaliser une excavation annuelle ou mensuelle globale constante avec une production minière annuelle ou mensuelle variable et l'enlèvement annuel ou mensuel du stérile variable.

? Soit, on peut réaliser une production minière annuelle ou mensuelle constante avec une excavation annuelle ou mensuelle globale variable et l'enlèvement annuel ou mensuel de stérile variable.

? Soit, on peut réaliser une excavation annuelle ou mensuelle globale constante avec une production minière annuelle constante et l'enlèvement annuel ou mensuel de stérile constant.

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Chacune des variantes ci-haut présente des avantages et des inconvénients suivants :

> La première variante présente l'avantage de maintenir constant le parc d'engins miniers durant toute l'exploitation, mais il exige que plusieurs mines à ciel ouvert contribuent à satisfaire la capacité de l'usine de traitement (concentrateur) ou qu'il y ait constitution d'un grand stock de minerai appelé « stock tampon ».

> La deuxième variante quant à elle présente l'avantage de satisfaire le besoin du concentrateur en minerai tout venant à partir d'une seule mine à ciel ouvert, mais avec comme inconvénient de varier le parc d'engins miniers tout au long de la vie de la mine à ciel ouvert.

> La troisième variante présente l'avantage à la fois de maintenir constant le parc d'engins durant toute l'exploitation et de satisfaire le besoin du concentrateur à minerai tout venant à partir d'une seule mine à ciel ouvert.

Pour notre projet, nous avons opté pour la deuxième variante, étant donné que la seule contrainte pour la détermination de la production annuelle est la capacité mensuelle des usines de traitement et que nous avons considéré que la mine de kinsevere hill est la seule qui alimente l'usine.

III.4. DETERMINATION DE LA PRODUCTION MINIERE ANNUELLE

Pour mieux planifier les travaux, il faut déterminer la production annuelle ou mensuelle en fonction des contraintes techniques tant au niveau de la mine qu'au niveau de l'usine de traitement minéralurgique.

La production annuelle sera estimée en prenant en considération le fait de prévoir 10 à 25% de la capacité mensuelle de l'usine de traitement à mettre en stock et sera calculée à l'aide de l'expression suivante :

Pa = (Cconc X ??) + (0,1 à 0,25). Cconc X ??

Pa = 1,25 X Cconc X N [Tonne Sèche] [ III.1]

Avec :

> Pa : la production minière annuelle en tonnes sèches

> Cconc : la capacité mensuelle de l'usine de traitement (T.S/mois) > N : le nombre des mois par an (12 mois/an)

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Pour ce qui est de Kinsevere, l'usine de traitement minéralurgique a une capacité mensuelle de 150.000 T.S et en prévoyant 25% de la capacité mensuel de l'usine de traitement à mettre en stock ; la production annuelle sera estimée à :

Pa = 1,25 x 150000 x 12 = 2.250.000 T.S

III.5. CALCUL DU VOLUME ANNUEL A EXCAVER

Comme la production annuelle de la mine en tonnes sèches est connue, ainsi que le tempérament global du projet, le volume annuel à excaver sera défini par la formule suivante :

Va= Pa * Tg [III.2]

Où :

> V?? : Volume annuel à excaver [m³/an] ;

> Tg : Tempérament global du projet [m³/Ts].

Le tempérament global du projet retenu est de 0,7956544 m³/Ts.

D'où, le volume annuel à excaver sera :

V?? = 2.250.000 x 0,7956544 = ??.??????.??????,?? ????/????

III.5.1 Détermination de la durée de vie du projet 1140

Connaissant la production annuelle qui se lève à 2.250.000 T.S et les réserves minières qui se lèvent à 16.657.468 T.S, la durée de vie du projet sera obtenue par le rapport entre les réserves minières en tenant compte de la récupération minière (r) qui se lève à 95 % et le niveau de la production annuelle planifiée.

Soit :

D = Res*r

Pa [ ans] [III.3]

Avec

> D : nombre d'années d'exploitation minière (ans) ; ce dernier doit être un nombre entier > Rés : réserves minières (T.S)

> r : récupération minière (%)

> Pa : production minière par an

Pour ce qui est de la mine de KINSEVERE HILL, la quantité des réserves minières du projet est estimée à 16.657.468 T.S, avec un rendement de récupération de 95 % à la mine et une production minière fixée à 2.250.000 T.S par an ; sa durée de vie sera de :

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16657468*0,95 D= 2250000

= 7 ans = 7 * 12 mois = 84 mois

III.5.2 Détermination du programme annuel d'exploitation

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

1) Cubage annuel du minerai

La production annuelle en mètres cubes est donnée par l'expression suivante :

Vtm

Pam = D [m³/an] [III.4]

Avec

? Pam : la production annuelle du minerai (m³/an)

? Vtm : le cubage total du minerai contenu dans le projet (m³)

8328734 Pam= 84

= 99151,595 m ^3/mois = 1.189.819,143 m^3/an

2) Cubage annuel de stériles

La quantité de stérile a toujours été énorme par rapport à la quantité des minerais ; ainsi la production annuelle des stériles est donnée par l'expression ci-dessous :

Vtst

Past = D [m³/an] [III.5]

Avec :

? Past : la production annuelle de stériles (m³/an)

? Vtst : le cubage total de stériles contenu dans la le projet d'exploitation (m³)

Past= 84

= 44406,357 m3/mois = 532.876,286 m³/an

3730134

40

3) Cubage à excaver annuellement (minerai et stérile)

Ce cubage représente la somme du minerai et de stérile à excaver annuellement, soit :

Cag = Pam + P?????? [m³/an] [III.6]

Avec :

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? Cag : le cubage annuel global des matériaux (minerai et stérile)

Cag = 99151,595 + 44406,357 = 143557,952 m³/mois = 1722695,424 m³/an

4) Programme annuel d'exploitation (minerai et stérile)

La planification du gisement a été faite en considérant une excavation annuelle globale constante avec une production minière variable et un enlèvement annuel des stériles variables.

Les extractions minières sont annuellement planifiées dans le tableau III.1 ci-dessous sur toutes les tranches de la manière suivante :

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Tableau III.1 : Planification de l'exploitation durant toute la durée de vie de la mine

ANNEE		ANNEE 1		ANNEE 2		ANNEE 3		ANNEE 4		ANNEE 5		ANNEE 6		ANNEE 7
Tranches	volume Mat.	stérile	minerai	stérile	minerai	stérile	minerai	stérile	minerai	stérile	minerai	stérile	minerai	stérile	minerai
1250->1240	1190427	833298,9	357128,1
1240->1230	532268,424	372587,9	159680,527
TOT	1722695,424	1205886,8	516808,62
1240->1230	686242,576			411745,55	274497,03
1230->1220	1036452,848			621871,71	414581,139
TOT	1722695,424			1033617,3	689078,17
1230->1220	1133579,152					566789,58	566789,576
1220->1210	589116,272					294558,14	294558,136
TOT	1722695,424					861347,71	861347,712
1220->1210	1247662,728							499065,09	748597,637
1210->1200	475032,696							190013,08	285019,618
TOT	1722695,424							689078,17	1033617,25
1210->1200	1227532,304									368259,69	859272,613
1200->1190	495163,12									148548,94	346614,184
TOT	1722695,424									516808,63	1205886,8
1200->1190	841064,88											168212,98	672851,904
1190->1180	290166											58033,2	232132,8
1180->1170	591464,544											118292,91	473171,635
TOT	1722695,424											344539,08	1378156,34
1180->1170	303821,456													30382,146	273439,31
1170->1160	637896													63789,6	574106,4
1160->1150	436229													43622,9	392606,1
1150->1140	344749													34474,9	310274,1
TOT	1722695,456													172269,55	1550425,91

43

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III.6. DETERMINATION DE LA DISTANCE STANDARD

La plupart des mines à ciel ouvert évacuent leurs produits par un système pelle-benne ou chargeuses-bennes. Ce système est celui qui offre une grande souplesse et qui s'adapte aux conditions variées que peut connaître une exploitation à ciel ouvert. Ses avantages sont bien souvent décisifs car d'une manière générale, le transport constitue sur le plan économique, la plus grande partie du coût d'exploitation minière. [KAMULETE M., 2013]

III.6.1 Définition et but

La distance standard représente par définition une distance fictive qu'aurait effectuée une benne à une vitesse moyenne hors carrière sur un plan horizontal pendant un temps égal à la moitié du temps de cycle sur un circuit réel.

Cette notion s'est imposée dans le but de :

> Pouvoir uniformiser le transport dans les différents chantiers ou carrières,

> Pouvoir prévoir les heures bennes nécessaires pour l'évacuation d'un cubage donné, > Mieux planifier les travaux, les contrôler et les évaluer.

La définition de la formule de distance standard exprimée en kilomètre-standard (km st) et la notion du rendement horaire exprimé en mètre-cube par heure (m³/h) sont à la base de la notion de la productivité exprimée en mètre-cube kilomètre-standard par heure (m³ km st/h).

III.6.2 Etablissement de la formule de distance standard

La distance standard est calculée à l'aide de la formule suivante :

[ III.7]

Où :

> D_r : Distance horizontale sur le remblai dont la valeur maximale ne peut excéder 200 m.

> Ei: L'accroissement unitaire sur l'incliné ; Ef= (??h??

Vi - 1) 1

Tgá

y' Tgá : la pente de la rampe ;

y' Vhc :la vitesse hors carrière

y' Vi : la vitesse de la benne sur l'incliné (km/h) ;

> E_r : L'accroissement unitaire sur remblai ; Er= Vhc

Vr - 1

y' Vr : la vitesse de la benne sur remblai (km/h) ;

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> D11 : Distance sur terrain entre le point de chargement et celui de déchargement [m]

D11= D111 +D112 [m] ; [III.8]

> D111 : la distance horizontale séparant le fond de la mine et la sortie ;

> D112 : la distance horizontale entre la sortie de la mine et les pieds des remblais ;

Nsc-Ncg

D11= +Df [III.9]
tgá

Avec :

> Nsc : le niveau de sortie de la mine ;

> Ncg : le niveau de centre de gravité ;

> Df: Distance horizontale sur le fond de la mine dont la valeur ne peut excéder 200 m.

ÓVi*Zi

Ncg =

ÓVi ; [III.10]

44

Avec :

> Vi : le volume des stériles ou minerais à transporter [m³]

> Zi : l'altitude du point de chargement où circulent les bennes [m]

D_v = Nd - Ncg ; [III.11]

Avec

> Nd ; l'altitude du point de déchargement [m].

> D_v : Distance correspondant à la dénivellation entre le point de chargement et le point de déchargement.

> åf : L'accroissement unitaire au fond de la mine ; åf = ??h??

Vf

y' Vf : la vitesse de la benne au fond de la mine (km/h) ; y' Vhc :la vitesse hors carrière

> : Le terme représentant une distance correspondant du temps fixe Tf que l'on calcule
par l'expression :

45

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

K= Vh*Tf [III.12]

2

Où : Vh : vitesse de la benne hors carrière.

Tf : le temps fixe donné par l'expression ci-dessous :

Tf = Tc +Td + Tmc + Tmd +Tat+Tmz + Tvst ; [III.13]
Avec :

> Tc : le temps de chargement de la benne (sec) ;

> Td : le temps de déchargement de la benne (sec) ;

> Tmc : le temps de manoeuvre au chargement de la benne (sec) ;

> Tmd : le temps de manoeuvre au déchargement de la benne (sec) ;

> Tat : le temps d'attente de la benne au chargement (sec).

> Tmz : le temps de mazoutage (sec) ;

> Tvst : le temps de visite (sec).

NB : le temps de mazoutage et le temps visite des bennes se font à la fin d'un poste, par conséquent, nous n'en tiendrons pas compte dans le calcul des distances standards.

Les différentes vitesses sont reprises dans le tableau qui suit :

Tableau III.2 : Différentes vitesses de la benne

Vitesse	V. aller en charge (km/h)	V. retour à vide (km/h)	V. moyenne (km/h)
Au Fond de la mine	20	20	20
Sur incliné	12	25	18,5
Hors de la mine	35	40	37,5

Le temps fixe est :

Tf = Tc +Td + Tmc + Tmd +Tat

= 109 + 40 + 75 + 50 + 55 = 329 secondes

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V' Df : 200 m = 0,2km V' D_r=200 m= 0,2 km

V' K= Vh*Tf

2 ; avec:

V' Vhc= 37,5km/h= 10,42 m/s

V' K= 10,42*329 2

= 1714,09 ??

> Nd : l'altitude de point de déversement

? Stérile = 1300 ? Minerai = 1280

> Nsc : niveau de la sortie de la mine :

? Stérile= 1250 ? Minerai= 1250

> DH2 : - Coté stérile = 2344,69 m = 2,34469 km

- Coté minerai =1966,24m =1,96624km

> > >

46

> Dstdmoy= Vst*Dstdst+Vmin*Dstdmin(Kmstd)

Vt

47

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III.6.3 Calcul de la distance standard dans le minerai

Les calculs de la distance standard dans le minerais sont repris dans le tableau ci-dessous :

Tableau III.3 : Distance standard dans le minerai

TRANCHE D'EXPL	vol min	vol mat	vi*zi (min)	ncg (min)	dv (min)	dh1 (min)	dh2 (min)	dh (min)	Ef*Df	Ei.Dv min	Er.Dr	K	dst min (mètre)
1250->1240	339056	1190427	420429440	1240	40	325	1895,45	2220,45	360	513,6	216	1714,09	5024,14
1240->1230	597409	1218511	734813070	1230	50	450	1895,45	2345,45	360	642	216	1714,09	5277,54
1230->1220	1407989	2170032	1717746580	1220	60	575	1895,45	2470,45	360	770,4	216	1714,09	5530,94
1220->1210	1308686	1836779	1583510060	1210	70	700	1895,45	2595,45	360	898,8	216	1714,09	5784,34
1210->1200	1296192	1702565	1555430400	1200	80	825	1895,45	2720,45	360	1027,2	216	1714,09	6037,74
1200->1190	979489	1336228	1165591910	1190	90	950	1895,45	2845,45	360	1155,6	216	1714,09	6291,14
1190->1180	162764	290166	192061520	1180	100	1075	1895,45	2970,45	360	1284	216	1714,09	6544,54
1180->1170	851737	895286	996532290	1170	110	1200	1895,45	3095,45	360	1412,4	216	1714,09	6797,94
1170->1160	608393	637896	705735880	1160	120	1325	1895,45	3220,45	360	1540,8	216	1714,09	7051,34
1160->1150	432270	436229	497110500	1150	130	1450	1895,45	3345,45	360	1669,2	216	1714,09	7304,74
1150->1140	344749	344749	393013860	1140	140	1575	1895,45	3470,45	360	1797,6	216	1714,09	7558,14
TOTAL	8328734	12058868	9961975510	1196,09721	83,90279	873,78487	1895,45	2769,23488	360	1077,31182	216	1714,09	6136,6367

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III.6.4 Calcul de la distance standard dans le stérile

Les calculs de la distance standard dans le stérile quant à eux, sont repris dans le tableau suivant :

Tableau III.4 : Distance standard dans le stérile

TRANCHE D'EXPL	vol stérile	vol mat	vi*zi (str)	ncg (str)	dv (str)	dh1 (str)	dh2 (str)	dh (str)	Ef*Df	Ei.Dv min	Er.Dr	K	Dst str (mètre)
1250->1240	851371	1190427	1055700040	1240	60	325	2458,16	2783,16	360	770,4	216	1714,09	5843,65
1240->1230	621102	1218511	763955460	1230	70	450	2458,16	2908,16	360	898,8	216	1714,09	6097,05
1230->1220	762043	2170032	929692460	1220	80	575	2458,16	3033,16	360	1027,2	216	1714,09	6350,45
1220->1210	528093	1836779	638992530	1210	90	700	2458,16	3158,16	360	1155,6	216	1714,09	6603,85
1210->1200	406373	1702565	487647600	1200	100	825	2458,16	3283,16	360	1284	216	1714,09	6857,25
1200->1190	356739	1336228	424519410	1190	110	950	2458,16	3408,16	360	1412,4	216	1714,09	7110,65
1190->1180	127402	290166	150334360	1180	120	1075	2458,16	3533,16	360	1540,8	216	1714,09	7364,05
1180->1170	43549	895286	50952330	1170	130	1200	2458,16	3658,16	360	1669,2	216	1714,09	7617,45
1170->1160	29503	637896	34223480	1160	140	1325	2458,16	3783,16	360	1797,6	216	1714,09	7870,85
1160->1150	3959	436229	4552850	1150	150	1450	2458,16	3908,16	360	1926	216	1714,09	8124,25
1150->1140	0	344749	0	0	1300	1575	2458,16	4033,16	360	16692	216	1714,09	23015,25
TOTAL	3730134	12058868	4540570520	1217,2674	82,7325989	609,1575	2458,16	3067,3175	360	1062,28657	216	1714,09	6419,69407

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III.7. DETERMINATION DES PARCS D'ENGINS

III.7.1 Calcul de la flotte d'engin

Avant de déterminer le parc d'engins nous nous proposons de déterminer d'abord le rendement général de la mine en considérant les paramètres suivant :

> 30 jours de travail par mois ;

> 24 heures possibles par jour ;

> Un taux de disponibilité de 90% ;

> Un taux d'utilisation de 90% pendant la saison sèche et 65% pendant la saison de pluie.

Ainsi donc, le rendement général de la mine sera donné par l'expression suivante :

	[III.14]
Avec :

> P.a : la production annuelle de la mine ;

> R.g : Rendement général de la mine ;

> M.A.D : le coefficient de mise en disposition ;

> T.U : le coefficient d'utilisation effective ;

> Nombre de jours/ an : 365 jrs ;

> Heure disponible : 18 heures

2250000

??g= = 494,17 m³/h

365*18*0,90*0,77

III.7.2 Détermination du parc prévisionnel d'engins miniers

Le nombre d'engins miniers nécessaires pour respecter le programme de production déjà établi dépend des heures machines et des heures de marche, Il est déterminé par la formule suivante :

No??bre d^'engins = H?? HM

[III.15]

Avec :

> H.m : les heures machines ; > H.M : les heures de marche.

50

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Heures de marche (H.M)

Disons que les heures de marche se définissent comme étant le temps nécessaire imparti à un engin donné pour l'exécution d'une tache donnée, Trois paramètres sont pris en compte dans le calcul des heures de marche, ces paramètres sont donc : les heures possible d'une période de référence donnée (H.P), le coefficient de mise à disposition (C.M.D) et le coefficient d'utilisation effective (C.U.E), Et donc, l'expression mathématique explicitant cela est de la forme :

HM = HP * CMD * CUE Avec :

[III.16]

> H.M : heures de marche ;

> H.P : heures possible d'une période de référence donnée ;

> C.M.D : coefficient de mise à disposition ;

> C.U.E : coefficient d'utilisation effective

Heures machines (H.m)

Ces heures se définissent comme étant le temps nécessaire que met un engin minier donné pour l'exécution d'une tache donnée. De ce qui précède, nous pouvons dire que ces heures sont tributaires du cubage à excaver et à déplacer, du rendement théorique de l'engin, du coefficient de mise à disposition ainsi que du coefficient d'utilisation effective. Et donc, l'expression mathématique des heures machines est donnée par :

[III.17]

cubage planifié

Hm =

Rdt*CMD*CUE

Avec :

> H.m : heures machines

> C.U.E : le coefficient d'utilisation effective,

> C.M.D : le coefficient de mise à disposition,

> Rdt : le rendement horaire théorique de l'engin,

Nous utiliserons dans le cadre de ce projet certaines valeurs mise à notre disposition par l'entreprise M.M.G/Kinsevere et certains constructeurs d'engins miniers, pour ce projet nous avons préférés les engins Caterpillar parce que nous en détenons une large information par rapport à d'autres constructeurs, L'exploitation du projet Kinsevere hill aura besoin des catégories d'engins miniers suivants : Sondeuse ; pelles ; chargeuse frontale ; camion-bennes ; bulldozers ; niveleuses ou graders, arroseuse etc.

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III.7.3. Détermination du nombre de sondeuses

Le nombre de sondeuses est déterminé par l'expression suivante :

Avec :

M?? a ?????????? = 365?? x 24 h/?? x ??th x MAD x TU

[III.18]

> M?? a : mètres forés annuel [mf/an], il se calcule par l'expression :

M?? a =	??tm x Pa		[III.19]

Où :

> ??tm : coefficient représentant le pourcentage des terrains à miner ; > Pa : production annuelle planifiée ;

> Vtm : volume des matériaux abattus par mètre foré [m³/mf].

E x V x Hg

Vtm = Lt

[III.20]

Avec :

> E : L'espace entre deux trous de mine consécutifs d'une même rangée [m] ;

> V : L'écartement entre deux rangées consécutives [m] ;

> Hg : La hauteur des gradins [m] ;

> Lt : La profondeur totale forée [m].

Nous avons comme données pour chaque paramètre :

> Maille de forage= E*V= 4*4,5=11,25 m² ;

> Hg = 10 m ;

> Lt = 11 m ;

> ??tm = 70 % ;

> ??th = 10 m??/h ;

> Pa= 1722695,424 m³/an.

Vtm =	4 x 4,5 x 10		= 16,36 m3 / m??

51

M?? a =

0,70 x 1722695,424	= 73709,46191 m??/a??

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??.so???? =	73709,46191		= 1,6 ?? ??????????????????

III.7.4 Détermination du nombre des pelles

Le rendement horaire de la pelle doit être supérieur au rendement général de la mine qui est de 494,17 m³/h,

Les caractéristiques de la pelle CATERPILLAR 374DL sont tirées dans Caterpillar Performance Handbook, Edition 44 présentées dans l'annexe,

Les paramètres à considérés sont :

> >	Capacité du godet (????????) Temps de cycle de la pelle (??????)		= 2,275 m^3soi?? 4 ?????? ; = 0,29 mi??????es ;	>
Coefficient de remplissage (????)	= 0,985 ;		>
Mise à disposition (??.??.??)	= 90% ;		>
Taux d'utilisation effective(??.??) la saison de pluie ;	= 0,90 pendant la saison sèche et 0,65 pendant		>
Taux d'utilisation absolue (??.??.??)	= 0,80 ;		>
Coefficient de foisonnement	= 1,2 ;

> ??.??.?? : coefficient de mise à disposition = 85%.

La production d'une pelle dont le débit est sans influence de ses placements est donnée par la relation suivante :

60*Cgdt*Kr*CMD*TUE

????h =

f*tcy

60*4*0,985*0,90*0,90

=

1,2*0,29

[III.21]

= 550,24 m³/h

52

Prod. An. pelle = H.P X 30 X 12 X ????h X ??.??.?? (m³/an) [III.22]

Avec:

> P??o??. An. Pelle: production annuelle d'une pelle; > H.P: he????e possible (18 he????es) .

Prod. An pelle = 18 X 30 X 12 X 550,24 X 0.8 = 2852444,16 m³/an

Connaissant le volume annuel planifié de minerai et de stérile, nous allons calculer le nombre de pelle qu'il faudra affecter au minerai et stérile pour chaque année.

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

??????e ??e????e = volume sterile [III.23]

prod.an pelle

1205887

=

= 0,4227

2852444,16

53

= 0,42 ? ?? ??e????e

??????e ??e????e = volume minerai

prod.an pelle

= 0,54

1550425,91

=

2852444,16

= 0,54 ? ?? ??e????e

Les résultats sont présentés dans le tableau ci-dessous :

Tableau III.5: Nombre de pelle

AN	Rdt pelle (m^3/h)	VOL. stérile	VOL minerai	Production annuelle de la pelle (m^3/an)	Nombre de pelle au stérile		Nombre de pelle au minerai	1
550,24	1205886,8	516808,627	2852444,16	0,42	0,18		2
550,24	1033617,25	689078,17	2852444,16	0,36	0,24		3
550,24	861347,712	861347,712	2852444,16	0,30	0,30		4
550,24	689078,17	1033617,25	2852444,16	0,24	0,36		5
550,24	516808,627	1205886,8	2852444,16	0,18	0,42		6
550,24	344539,085	1378156,34	2852444,16	0,12	0,48		7
550,24	172269,546	1550425,91	2852444,16	0,06	0,54

Ainsi, le nombre de pelle nécessaire pour le projet 1140 est de 2.

III.7.5 Détermination du nombre de chargeuses

Les caractéristiques de la chargeuse CAT 966G sont tirées dans Caterpillar Performance Handbook, Edition 44, Les paramètres à considérer sont :

> Capacité du godet :2,3 ??³ ???? 3,0 cyd

> Rendement théorique : 360 ??³/h

> Temps de cycle de la chargeuse : 0,50 min

> Taux d'utilisation : 90%

> Coefficient d'utilisation absolue : 80%

> Mise à disposition : 90%

54

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Rdt ??é???? = R??h × ?????? × T?? [III.24]

= 360 × 0,9 × 0,80

= 259,2 ??³/h

P?????? ??????s??h??????????s?? = h?? × 30 × 1 × R??h × ?????? (??³/??????s)

= 18 × 30 × 12 × 259,2 × 0,8 = 1343692,8 ??³/an

???????? ??h??????. = volume minerai prod. an charg 1550425,91 = 1343692,8 = 1,154 ? 2 chargeuses Ainsi, le nombre de chargeuse à affecter au volume des minerais de ce projet est de 2. III.7.6 Détermination du nombre d'unités de transport Les camions benne

[III.25]

Les camions bennes qui seront utilisés pour l'extraction des matériaux contenus dans le projet sont du type Caterpillar 735B série de 36 tonnes (18 m³) de capacité, 10 minutes de temps de cycle et de coefficient de remplissage de 0,85, Les caractéristiques de la benne CAT 735B sont données dans l'annexe :

Le rendement horaire d'une benne se calcule comme suit :

60*CUA*Cb*Kr

Rh ?????????? = (??³/h) [III.26]

tcy

Avec :

? CUA : Coefficient d'utilisation absolue : 0,85

? Cb : Capacité normale d'une benne ;

? Kr : Coefficient de remplissage d'une benne ;

? tcy : temps de cycle d'une benne,

Ainsi donc le rendement horaire des camions-bennes se calcule de la manière suivante :

Rh =

60*0,70*18*0,985 10

= 74,466 ??^3/h

Productivité annuelle benne = Rh.benne * Distance moyenne aux remblais minerai_stérile Productivité an benne = 74,466 × 2,15

= 160,1019 ??³????/h

55

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Production annuelle benne = HP*12*30*productivité an benne*CUA

Distance moyenne standard [III.27]

18*12*30*160,1019*0,85 = 6,136

= 143715,9819 ??^3/an au minerai

Ainsi la production annuelle de la benne au niveau de stériles vaut : 137379,8513 ??³/an

volume minerai_stérile

Nbre de benne =

production annuelle de la benne

Le tableau ci-dessous représente les résultats de nombre des bennes à affecter mensuellement au stérile et minerai.

Tableau III.6: Nombre des bennes

AN	Volume stérile	Volume minerai	Productivité (??^3????/h )	Production annuelle benne minerai (??^3/an)	Production annuelle benne stérile (??^3/an)	Nbre benne minerai		Nbre benne stérile	1
1205886,8	516808,627	160,1019	143715,982	137379,851	3,4	8,7		2
1033617,25	689078,17	160,1019	143715,982	137379,851	4,7	7,5		3
861347,712	861347,712	160,1019	143715,982	137379,851	5,9	6,2		4
689078,17	1033617,25	160,1019	143715,982	137379,851	7,1	5,0		5
516808,627	1205886,8	160,1019	143715,982	137379,851	8,3	3,7		6
344539,085	1378156,34	160,1019	143715,982	137379,851	9,5	2,5		7
172269,546	1550425,91	160,1019	143715,982	137379,851	10,7	1,2

Le nombre de benne à affecter aux projet 1140 est de 12. III.7.7 Détermination des unités de terrassement

La niveleuse

La niveleuse fait le reprofilage, Il s'agit d'une opération d'entretien des routes qui a pour but de refaire le profil de ces dernières. En considérant les résultats obtenus sur d'autres chantiers pour un bon travail de reprofilage, nous avons :

? Rendement moyen de reprofilage : 0,76 ????/h???????? ? Fréquence de reprofilage : 4 ?????????? f??????g??/???????? ? Considérons : M???? = 90% ???? T?? = 90%

? HM : heure de marche

Le calcul des heures de marche se fera comme suit : HM= 30*18*0,90*0,90 = 437,4 heures

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Sur base de ces données, connaissant la longueur à entretenir (XKm), et nous pouvons calculer les heures machines de la niveleuse par mois en utilisant la formule suivante :

??K?? x 4

???? = 0,76 K??/h x ??AD x TU [III.28]

Si nous considérons une distance de 2 Km aux remblais des stériles, les heures machines se calculent de la manière suivante :

Hm =

= 25,990 heures

0,76*0,90*0,90

4*4

D'où ; le nombre de niveleuses sera défini par : ???? N.??iv = ????

[III.29]

N????e Niveleuse = 25,990 437,4 Bulldozer

= 0,059 ? 1 Niveleuse

Le projet aura besoin d'un bulldozer de type CAT D9R ou équivalent (D9N) dont les caractéristiques sont données en annexe.

Arroseuse

Nous aurons également besoin d'une arroseuse surtout pendant la saison sèche.

Le tableau III.7 ci-dessous donne la synthèse du parc prévisionnel d'engins que la mine doit disposer pour l'exploitation du projet.

Tableau III.7 : Synthèse du parc prévisionnel d'engins

56

Engins

Nombre	Sondeuse Copco CM 785
2	Pelle CAT 374DL
2	Chargeuse CAT 966G
2	Benne CAT 735B
12	Niveleuse CAT 140H
1	Bulldozer CAT D9R
1	Arroseuse CAT 775D
1

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III.8. CONCLUSION

Etant considérée comme l'ordonnancement des opérations minières concourant à la production minière pour le respect d'un programme préétabli, la planification de la mine de KINSEVERE HILL a été établie sur base de la production annuelle de 2.250.000 TS.

Partant de cette production annuelle de 2.250.000 TS, notre réserve étant de 16.657.468 TS, la durée de vie du projet 1140 est de 7 ans.

Pour arriver à la réalisation de cette production annuelle, nous avons déterminé le nombre d'engins de forage, de chargement, des unités de transport et le nombre d'engins de terrassement dans le but d'avoir un bon coefficient d'adaptation du chantier.

58

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CHAPITRE IV. EVALUATION DE LA RENTABILITE DU PROJET

1140

IV.1. INTRODUCTION

Investir signifie faire une dépense aujourd'hui dans le but de générer des bénéfices futurs [SAMBULA, 2018]. Etant donné l'incertitude qui entoure les flux futurs et le nombre élevé de risques et obstacles liés au lancement d'une activité nouvelle ou existante, il est fortement recommandé de procéder à une évaluation financière des projets d'investissement. Cette étape revêt d'une grande importance puisqu'elle permet d'éclairer les décideurs sur les perspectives de rentabilité.

Cette partie du travail a pour but d'évaluer économiquement toutes les dépenses à consentir pour l'exploitation minière, le traitement (minéralurgique ou métallurgique), les frais de transport et de la mise sur le marché des tonnes métal produites en s'appuyant sur la planification pour arriver à la rentabilité du projet.

Nous allons également envisager une étude de sensibilité qui tiendra compte des diverses variations de la rentabilité en fonction des cours des métaux et des coûts de traitement métallurgique.

IV.2 PARAMETRES ECONOMIQUES

IV.2.1. Calcul de l'investissement

Connaissant le parc d'engins miniers nécessaires pour le respect du programme d'exploitation établi, nous pouvons alors calculer la valeur de l'investissement.

Pour la déterminer, nous devons d'abord faire un choix entre deux possibilités : l'achat ou la location des engins miniers.

a) Possibilité d'achat

Ici, nous évaluerons la fonction du prix des engins, le coût global qui devra être consentis pour l'achat de tous les engins miniers nécessaires pour le respect du programme établi pour l'exploitation. Le tableau ci-dessous montre le calcul de l'investissement initial [Autoline Caterpillar].

59

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Tableau IV. 1 : Calcul de l'investissement initial (capital fixe)

Désignation	Durée de vie (HM)	Durée de vie du matériel (AN)	P.U (USD)	Nombre		Prix total (USD)	Sondeuse Copco CM 785
65000	7,5	500000	2	1000000		Pelle type CAT 374DL
75000	8,5	1500000	2	3000000		Chargeuse CAT 966G
80000	9	785258	2	1570516		Benne type CAT 735B
100000	11	665000	12	7980000		Niveleuse type CAT 140H
65000	7,5	330000	1	330000		Bulldozer type CAT D9R
70000	8	600000	1	600000		Arroseuse type CAT 775D
75000	8,5	240000	1	240000		Total (USD)
				14.720.516

b) Possibilité de location

La location au niveau de la mine se faisant à un prix de 6,7 USD/m³, on aura comme valeur à investir pour le volume total des matériaux (16.657.468 m³) : 111.605.035,6 USD.

En comparant les deux investissements, on remarquera que la location est supérieure à l'achat ; ainsi donc, nous portons notre choix sur l'investissement dû à l'achat.

IV.2.2. Fond de roulement

Le fond de roulement est la différence entre les capitaux permanents (capitaux propres et dettes à long et à moyen termes) et les immobilisations nettes. Il représente la somme des capitaux permanents disponibles pour financer les emplois cycliques particulièrement les valeurs d'exploitation (c'est à dire que c'est l'argent dont on a besoin pour financer les activités ou encore c'est une ressource mise à la disposition de l'entreprise par ses associes ou crée par elle-même). [WAMANA D. 2018]

??=7

?

??=1

Pour ce projet d'exploitation, le fond de roulement couvrira les coûts opératoires de la première et la deuxième année. Il sera donné par l'expression suivante :

Ct

???? = [V.1.]

(1+??)^??

Avec :

60

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? F.R : Fond de roulement ($) ;

? Ct : cout opératoire ($) ; ? n : nombre d'année ; ? i : Taux d'intérêt (%).

Les coûts opératoires qui seront pris en compte sont ceux des sept année d'exploitation, leurs valeurs sont données dans le tableau ci-dessous.

Tableau IV.2. : Les coûts opératoires pour sept année d'exploitation.

Désignation	unitaire	Unités Coût	1 ^ème Année	2 ^ème Année	3 ^ème Année	4 ^ème Année	5 ^ème Année	6 ^ème mois		7 ^ème Année	Volume des martiaux
m3		1 722 695	1 722 695	1 722 695	1 722 695	1 722 695	1 722 695	1 722 695		Tonnage des minerais
Ts		1033617,254	1378156,339	1722695,424	2067234,509	2411773,594	2756312,678	3100851,821		Teneur en cuivre
%		3,386	3,386	3,386	3,386	3,386	3,386	3,386		Rendement CTR
%		70	70	70	70	70	70	70		Teneur en concentré
%		15	15	15	15	15	15	15		Rendement US cuivre
%		82	82	82	82	82	82	82		MINE
										Extraction minière
$/m^3	8	13 781 564	13 781 564	13 781 564	13 781 564	13 781 564	13 781 564	13781563,65		Reprise des stocks
$/Ts	1,92	1984545,128	2646060,171	3307575,214	3969090,257	4630605,3	5292120,343	5953635,496		Transport sur site
$/TKm	0,51	17132205,99	22842941,32	28553676,65	34264411,98	39975147,31	45685882,64	51396618,93		Total mine
		32 898 315	39 270 565	45 642 816	52 015 066	58 387 316,26	64 759 566,64	71 131 818

61

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Désignation	unitaire	Unités Coût	1 ^ème Année	2 ^ème Année	3 ^ème Année	4 ^ème Année	5 ^ème Année	6 ^ème mois		7 ^ème Année	Concentrateur
										Tonnage concentré
Ts		163325,3078	217767,077	272208,8463	326650,6155	381 092,38	435 534,15	489975,9324		Enrichissement
$/Ts	15	2449879,616	3266506,155	4083132,694	4899759,233	5 716 385,77	6 533 012,31	7349638,986		Total concentrateur
		2449879,616	3266506,155	4083132,694	4899759,233	5 716 385,77	6 533 012,31	7349638,986		Usine métallurgique
										Tonne métal cuivre
T		20089,01285	26785,35047	33481,68809	40178,02571	46874,36333	53570,70094	60267,03968		Coût traitement Cu
$/Tcu	3000	60267038,56	80356051,42	100445064,3	120534077,1	140 623 089,98	160 712 102,83	180801119		Total Usine mét
		60267038,56	80356051,42	100445064,3	120534077,1	140623090	160712102,8	180801119		Commercialisation
										Coût TRP vers la vente
$/Tmétal	500	10044506,43	13392675,24	16740844,05	20089012,85	23 437 181,66	26 785 350,47	30133519,84		Coût mise sur le marché
%	20	2008901,285	2678535,047	3348168,809	4017802,571	4 687 436,33	5 357 070,09	6026703,968		Total commercialisation
		12053407,71	16071210,28	20089012,85	24106815,43	28 124 618,00	32 142 420,57	36160223,81		TOTAL
		107 668 641	138 964 333	170 260 025	201 555 718	232 851 410,01	264 147 102,35	295 442 800		Imprévus
%	10	10 766 864	13 896 433	17 026 003	20 155 572	23 285 141,00	26 414 710,23	29544279,99		Coût opératoire total
		118 435 505	152 860 766	187 286 028	221 711 289	256 136 551,01	290 561 812,58	324 987 080

D'où la valeur du fond de roulement sera la somme actualisée des coûts opératoires des sept années, nous avons donc :

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??=7

??=

???? = ? Ct 118435505 ₌152860766 187286028 221711289 256136551,01 290561812,58 324987080

??)

??

_^

_^

_^

_^

_^

^

1 (1+

^

(1+0,15) + _(1+0,15)

₂ + _(1+0,15)

₃ + _(1+0,15)

₄ + _(1+0,15)

₅ + _(1+0,15)

₆ + (1+0,15)

7 = 843617553,4 $

62

Le fond de roulement est de 843.617.553,4 $

Alors l'investissement total sera la somme du fond de roulement et de l'investissement initial. L'investissement total (I) sera de :

I = 14720516 + 843617553,4 = 858.338.069,4 $

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IV.2.3. Amortissement et valeurs résiduelles

1. L'amortissement

L'amortissement est la constatation comptable de la dépréciation subite par les immobilisations dont la durée de vie est limitée dans le temps. [NGOIE N, 2013]

Pour ce travail, nous avons utilisé l'amortissement linéaire qui consiste à imputer une même dotation d'amortissement à chaque exercice (année) et sur toute la durée de vie prévue du bien immobilisé. Cette dotation se calcule de la façon suivante :

[IV.1]

Avec ;

> AI : Amortissement linéaire [$] ;

> ICF : Investissement en capital fixe [$] ;

> Nm : Nombre de mois de l'exploitation.

2. Valeurs résiduelles

A la fin d'un projet, il est rare que les investissements puissent être considérés comme complètement inutilisables. Ils ont encore une valeur résiduelle qui doit être prise en tant que recette dans le flux de trésorerie. Théoriquement, nous pouvons dire que la valeur résiduelle est égale à la valeur d'usage c'est-à-dire la valeur actuelle de gain que peut encore apporter l'investissement. [KAMULETE M. 2013]

Cette valeur résiduelle est égale à la valeur de revente si le matériel ou l'équipement peut être réutilisé et elle est égale à la valeur de casse s'il n'est plus possible de réutiliser le matériel ou l'équipement.

La valeur résiduelle peut être définie par l'expression mathématique suivante : VRi = (I/ - Ni. E Ai) Avec ;

[IV.2]

> VRi : Valeur résiduelle de l'élément j ;

>

63

b : Investissement de l'élément j ;

64

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? N?? : Durée d'exploitation du projet (ans) ; ? A?? : Amortissement annuel de l'élément j. Ainsi la valeur résiduelle totale sera donnée par : VR = I - ? A

[IV.3]

Le tableau IV.3 ci-dessous illustre les calculs des amortissements et des valeurs résiduelles de différents engins retenus

65

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Tableau IV.3 : Calculs des amortissements et des valeurs résiduelles de différents engins

Désignation	Durée de vie (HM)	Durée de vie du matériel (AN)	P.U (USD)	Nombre	Prix total (USD)	Dotation annuelle de l'amortissement(USD)	Durée de vie du projet (ANS)	Dotation de l'amortissement à la fin du projet (USD)	Valeur résiduelle (USD)
Sondeuse Copco CM 785	65000	7,5	500000	2	1000000	133333,333	7	933333,3	66666,6667
Pelle type CAT 374DL	75000	8,5	1500000	2	3000000	352941,176	7	2470588	529411,765
Chargeuse CAT 966G	80000	9	785258	2	1570516	174501,778	7	1221512	349003,556
Benne type CAT 740	100000	11	665000	12	7980000	725454,545	7	5078182	2901818,18
Niveleuse type CAT 140A	65000	7,5	330000	1	330000	44000	7	308000	22000
Bulldozer type CAT 824C	70000	8	600000	1	600000	75000	7	525000	75000
Arroseuse type CAT 775D	75000	8,5	240000	1	240000	27648	7	193536	46464
Total (USD)					14720516	1532878,83		10730152	3990364,17

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IV.2.4 Calcul du cash-flow durant la vie du projet

Le cash-flow brut ou capacité d'autofinancement est une mesure comptable de flux de liquide d'une entreprise. Il revêt une grande importance en analyse financière dans la mesure où il permet d'identifier les ressources internes générées par toutes les activités de l'entreprise et de ce fait, représente le potentiel d'autofinancement de l'entreprise avant toute décision d'affectation de résultat net. Grossièrement, il est obtenu en faisant la différence entre les produits encaissables et les charges décaissables.

Les différents cash-flows seront calculés de la manière suivante :

> Le cash-flow brut est la différence entre les recettes brutes et le coût total d'exploitation. Le cash-flow brut total sera la somme actualisée des cash-flows bruts mensuels.

Cash flow brut = Recettes brutes - Coût total d'exploitation

[IV.4]

> Le cash-flow net prend en compte pour son calcul l'amortissement, la fiscalité (impôt) et la royaltie.

Cash flow net = Cach flow brut - Amortissement - Impôt - Royalité (55)

[IV.5]

Il sied de signaler que la quantité de tonnes - métal qui seront produites annuellement est donnée dans l'annexe et c'est cette dernière qui a permis le calcul des recettes brutes.

Les différentes valeurs annuelles du cash-flow brut et du cash-flow net sont reprises dans le Tableau IV.4 ci-dessous :

67

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Tableau IV.4 : Synthèse des calculs annuels du cash-flow brut et du cash-flow net

Désignation	Unités	Coût unitaire	1 ^ère année	2 ^ème année	3 ^ème année	4 ^ème année	5 ^ème année	6 ^ème année	7 ^ème année
MINE
Extraction minière	$/m^3	8	13 781 563	13 781 563	13 781 563	13 781 563	13 781 563	13 781 563	13 781 564
Reprise des stocks	$/Ts	1,92	1 984 545,13	2 646 060,17	3 307 575,21	3 969 090,26	4 630 605,30	5 292 120,34	5 953 635,50
Transport sur site	$/TKm	0,51	17 132 205,99	22 842 941,32	28 553 676,65	34 264 411,98	39 975 147,31	45 685 882,64	51 396 618,93
Totale mine			19 116 751,12	25 489 001,49	31 861 251,87	38 233 502,24	44 605 752,61	50 978 002,99	57 350 254,43
Concentrateur
Enrichissement	$/Ts	21	421 869,27	562 492,36	703 115,45	843 738,54	984 361,63	1 124 984,72	1 265 607,83
Chargement Conc.	$/Ts	1	20 089,01	26 785,35	33 481,69	40 178,03	46 874,36	53 570,70	60 267,04
Transport vers US	$/Tcu	0,51	2 932 015,92	3 909 354,57	4 886 693,21	5 864 031,85	6 841 370,49	7 818 709,13	8 796 047,94
Total concentrateur			3 373 974,21	4 498 632,28	5 623 290,35	6 747 948,42	7 872 606,48	8 997 264,55	10 121 922,81
Usine métallurgique
Coût traitement Cu	$/Tcu	3000	60 267 038,56	80 356 051,42	100 445 064,27	120 534 077,13	140 623 089,98	160 712 102,83	180 801 119,05
Totale usine métallurgique			60 267 038,56	80 356 051,42	100 445 064,27	120 534 077,13	140 623 089,98	160 712 102,83	180 801 119,05
Commercialisation
Coût de TRP vers la vente	$/Tmétal	500	10 044 506,43	13 392 675,24	16 740 844,05	20 089 012,85	23 437 181,66	26 785 350,47	30 133 519,84
Coût de mise sur le marché	%	20%	2 008 901,29	2 678 535,05	3 348 168,81	4 017 802,57	4 687 436,33	5 357 070,09	6 026 703,97
frais généraux (divers)	$/Tmétal	2,56	51 427,87	68 570,50	85 713,12	102 855,75	119 998,37	137 140,99	154 283,62
Totale commercialisation			12 104 835,59	16 139 780,78	20 174 725,98	24 209 671,17	28 244 616,37	32 279 561,56	36 314 507,43
Imprévus	%	20%	18 972 519,90	25 296 693,19	31 620 866,49	37 945 039,79	44 269 213,09	50 593 386,39	56 917 560,74
Coût total			113 835 119,37	151 780 159,16	189 725 198,95	227 670 238,74	265 615 278,53	303 560 318,32	341 505 364,46
Recettes brutes	Cours Cu	5910,5	118 736 110,48	158 314 813,97	197 893 517,46	237 472 220,95	277 050 924,44	316 629 627,93	356 208 338,04

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Désignation	Unités	Coût unitaire	1 ^ère année	2 ^ème année	3 ^ème année	4 ^ème année	5 ^ème année	6 ^ème année	7 ^ème année
Cash-flow brut			4 900 991,10	6 534 654,81	8 168 318,51	9 801 982,21	11 435 645,91	13 069 309,61	14 702 973,58
Amortissement	$/Tmétal		1 532 878,83	1 532 878,83	1 532 878,83	1 532 878,83	1 532 879,83	1 532 880,83	1 532 881,83
Royaltie	%	2%	98019,82208	130693,0961	163366,3701	196039,6442	228712,9182	261386,1922	294059,4717
Revenu imposable			3 270 092	4 871 083	6 472 073	8 073 064	9 674 053	11 275 043	12 876 032
Impôt	%	40%	1308036,981	1948433,152	2588829,323	3229225,493	3869621,264	4510017,035	5150412,913
Cash-flow net économique			1 962 055,47	2 922 649,73	3 883 243,98	4 843 838,24	5 804 431,90	6 765 025,55	7 725 619,37
Total Cash-flow net du projet			13 611 787,42
VAN			4 733 346,37 $

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IV.3. CRITERES D'EVALUATION DE RENTABILITE

Plusieurs critères existent pour évaluer un projet d'investissement productif. Parmi ceux-ci, nous retiendrons les plus connus et les plus utilisés :

> Le critère de la Valeur Actuelle Net (VAN) ;

> Le critère de Taux de Rentabilité Interne (TRI) ;

> L'indice de profitabilité ;

> Le critère de Délai de remboursement (Payback Period).

IV.3.1 Valeur Actuelle Nette (V.A.N)

Ce critère calcule la valeur actualisée nette estimée en actualisant les flux de trésorerie annuels à un point commun, et à un taux d'actualisation retenu compte tenu du risque de l'investissement.

Le calcul de la VAN convertit tous les futurs flux monétaires prévus d'un projet en leur « valeur actuelle », c'est-à-dire, leur valeur au tout début du projet. Puis, toutes les valeurs actuelles sont additionnées ensemble pour calculer un seul chiffre qui peut caractériser la valeur générale du projet de l'entreprise, autrement dit, la rentabilité du projet.

La valeur actuelle nette est calculée par l'expression suivante [KAMULETE P., 2013] :

[IV.6]

69

Où :

> VAN : valeur actuelle Nette (USD) ;

> FNt: Flux Net ;

> i : Taux d'actualisation (%) ;

> I : Investissement à la nième année ;

> VR: Valeur résiduelle en T année ;

> T : Durée du projet (ans) ;

> t : Temps.

Si la VAN est positive, cela veut dire que le projet est rentable, ainsi :

Les capitaux investis peuvent être récupérés par le flux des revenus et des investissements.

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Les mêmes flux générés permettent aussi de rembourser les fonds qui ont permis de financer le projet.

Le reste (égal à la VAN) reviendra à l'entreprise.

Ainsi, nous pouvons calculer la VAN avec un taux d'actualisation de 15 % et une durée de vie du projet de 7 ans.

1962055,47 2922649,73 3883243,98 VAN=		4843838,24	5804431,90
(1 + 0,15)1 + (1 + 0,15)2 + (1 6765025,55 7725619,37	+ 0,15)3 + 14720516	(1 + 0,15)4 + 3990364,17 +	(1 + 0,15)^5
+ (1 + 0,15)6 + (1 + 0,15)^7		(1 + 0,15)^7

= ??????????????,???? USD

La valeur actuelle nette est positive, donc le projet 1140 est rentable.

IV.3.2 Taux de rentabilité interne (T.R.I)

Le Taux de Rentabilité Interne est le taux pour lequel les recettes et les dépenses actualisées s'équilibrent, c'est-à-dire le taux d'actualisation ? qui annule la Valeur Actualisée Net du projet d'investissement. L'investissement est entrepris si le TRI est supérieur au taux d'intérêt qu'il exige. Il est obtenu par l'expression suivante :

[IV.7]

70

Où :

? FNt : flux net en USD ? I: Investissement total ? O: Taux de rentabilité interne ? n: Nombre d'années

Ainsi, le taux de rentabilité interne sera de : 1962055,47 2922649,73 3883243,98 VAN=	4843838,24	+	5804431,90
(1 + O)1 + (1 + O)2 + (1 + O)3 + 6765025,55 7725619,37 14720516	(1 + O)4 = ??		(1 + O)^5
+ (1 + O)6 + (1 + O)^7

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Etant donné que la durée de vie du projet est supérieure à deux ans, nous allons procéder par des itérations successives jusqu'à l'obtention du changement de signe et par interpolation nous déduirons la valeur du taux de rentabilité interne, les résultats des itérations sont repris dans le tableau IV.5 et sont bien représentés sur la figure IV.1 ci-après.

Tableau IV. 5 : Variation de la valeur actuelle nette en fonction du taux d'intérêt.

? (%)	VAN ($)
0	20686473,9
5	13725237,2
10	8591895,25
15	4733346,37
20	1781820,35
22	796323,918
23	338839,185
23,7732703	0,32068204
24	-96982,2433
26	-908612,207
28	-1647698,83
33	-3227794,45
38	-4500957,98
43	-5539125,58

VAN Vs Taux d'intérêt

TRI

e (%) VAN ($)

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

25000000

20000000 15000000 10000000 5000000 0 -5000000 -10000000

Figure IV. 1 : Variation de la VAN en fonction du taux d'intérêt.

On remarque que la valeur du taux de rentabilité interne (23,7732703 %) est supérieure à celle du taux d'intérêt.

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Etant donné que : la VAN > 0 et le TRI > i, nous pouvons alors conclure que le projet d'exploitation du projet 1140 de la mine à ciel ouvert de Kinsevere hill tel que nous l'avons élaboré est rentable.

IV.3.3 Indice de profitabilité (Ip)

L'Indice de profitabilité mesure l'avantage induit par une unité monétaire de capital investi en terme relatif. C'est la valeur actualisée par unité de la dépense d'investissement du projet. Ce critère est aussi appelé le rapport bénéfice-coût et est utilisé dans la situation de rationnement du capital. Il s'agit de la situation où une contrainte budgétaire est imposée, et l'entreprise ne peut investir dans tous les projets acceptables. Il peut s'exprimer par l'expression suivante :

[IV.8]

72

Avec :

? VAN : Valeur actuelle Nette actualisé en USD ? I : Investissement total en USD

? Ip : Indice de profitabilité

VAN = 4.733.346,37 USD I = 858.338.069,4 USD

4733346,37

???? = 858338069,4 + 1 = ??, ????????

Après calcul, nous constatons que Ip ? 1, donc le projet 1140 est acceptable.

IV.3.4 Période de remboursement (Payback Period)

Le délai de récupération est le temps nécessaire pour que les flux nets du projet équilibrent le montant du coût d'investissement, c'est-à-dire c'est le temps nécessaire pour que la mise initiale soit remboursée par les flux nets. [NGOIE N., 2012]. Selon ce critère, un projet est financièrement intéressant lorsque sa dépense d'investissement est récupérée à l'intérieur d'un délai critique donné. Le tableau IV.6 ci-dessous montre le calcul de la période de remboursement.

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Tableau IV.6 : Calcul de la période de remboursement (Pay back period)

Année	Cash-Flow Net	Cash-flow net actualise	Cumul cash-flow net actualisé
1	1962055,47	1706135,19	1706135,19
2	2922649,73	2209943,08	3916078,28
3	3883243,98	2553295,95	6469374,23
4	4843838,24	2769480,23	9238854,46
5	5804431,9	2885828,5	12124683
PAY BACK PERIOD
6	6765025,55	2924707,23	15049390,2
7	7725619,37	2904346,48	17953736,7

Mise investie I = 14.720.516 USD

D'où ; le reste de la mise investie sera à la cinquième année :

(14720516 - 12124683) = 2.595.833 USD

Nous avons à la septième année un cash-flow net actualisé de 2904346,48 USD.

Si 2904346,48 USD ? 12mois

12*2595833,56

Alors : 2595833,56 USD représentera : = 11 mois

2904346,48

La durée de remboursement est donc de 5 ans et 11 mois en supposant que les cash-flows rentrent régulièrement tout au long de chaque année.

IV.4. RESULTAT DE L'ANALYSE

Après calcul des différents flux annuels générés durant toute la durée de vie du projet sur base de différents paramètres économiques, notamment le cours du cuivre fixé à 5910,5 USD/TONNE [ http://www.zonebourse.com, Arrêté le 23/Août/2018], avec un taux d'actualisation de 15 % le projet présente une VAN de 4.733.346,31 USD. L'indice de profitabilité (Ip) et la période de Pay back sont respectivement de 1,0055 et 5 ans et 11 mois.

IV.5. ANALYSE DE SENSIBILITE

Cette étude indique comment la rentabilité d'un projet varie selon les différentes valeurs assignées aux variables qui doivent intervenir dans le calcul (prix unitaire des ventes, coûts unitaires, volumes ventes, taux d'intérêt ou d'actualisation, etc.). Nous procéderons ainsi à l'analyse de :

La sensibilité de la valeur actuelle nette en fonction de coûts de traitement métallurgique ;

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La sensibilité de la valeur actuelle nette en fonction du cours des métaux.

IV.5.1. Sensibilité de la VAN en fonction du coût de traitement métallurgique

Cette sensibilité a été réalisée par des itérations qui ont consisté à attribuer une série de valeurs au coût de traitement métallurgique et apercevoir les variations de la valeur actuelle nette.

Les résultats de cette sensibilité sont donnés dans le tableau IV.7 ci-dessous.

Tableau IV.7 : Résultats de l'étude de sensibilité de la VAN en fonction du coût de
traitement métallurgique

Coût de traitement métallurgique [USD/Tcu]	VAN [USD]
2500	58 299 145,98
3000	4 733 346,37
3010	3 662 030,38
3020	2 590 714,39
3030	1 519 398,39
3040	448 082,40
3044,182542	0,01
3050	-623 233,59
3060	-1 694 549,58
3070	-2 765 865,58
3080	-3 837 181,57
3090	-4 908 497,56
4000	-102 398 252,85

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La figure IV.2 ci-dessous montre bien la variation ou fluctuation de la valeur actuelle nette en fonction du coût de traitement métallurgique.

80000000

60000000

40000000

20000000

0

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13

-20000000

-40000000

-60000000

-80000000

-1E+08

-1,2E+08

Coût de traitement métallurgique [USD/Tcu] VAN [USD]

Figure IV.2 : Fluctuation de la VAN en fonction du cout de traitement métallurgique ? Interprétation

En observant la figure ci-haut, avec attention, nous constatons qu'à la valeur du coût de traitement métallurgique de 3044,182542 USD la valeur actuelle nette s'annule.

Au-delà de cette valeur du coût de traitement métallurgique, la VAN devient négative, en ce moment-là le projet ne sera pas rentable.

76

77

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IV.5.2. Sensibilité de la VAN en fonction du cours des métaux

Cette analyse de sensibilité de la valeur actuelle nette a été réalisée en fonction de la variation du cours de cuivre. Le tableau IV.8 présente les résultats de cette sensibilité.

Tableau IV.8 : Résultats de l'étude de sensibilité de la VAN en fonction du cours du cuivre

Cours du cuivre [USD/T]	VAN [USD]
5700	-14059321,66
5800	-5131688,391
5850	-667871,7573
5857,48095	0,023710275
5900	3795944,877
5905	4242326,54
5910,5	4733346,37

La figureV.3 ci-dessous présente mieux la variation de la valeur actuelle nette en fonction du cours des métaux.

VAN [USD]

50 5700	5750		5800	5850 5900	59

10000000

5000000

0

5

-5000000

50

-10000000

-15000000

Figure IV.3 : Fluctuation de la VAN en fonction du cours du cuivre ? Interprétation

En observant la figure ci-haut qui montre la fluctuation de la valeur actuelle nette en fonction du cours du cuivre, nous remarquons qu'un cours du cuivre correspondant à environ

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5857,48095 USD/tonne cuivre annule la valeur actuelle nette et en deçà de cette valeur le projet 1140 ne sera pas rentable.

IV.6 CONCLUSION

L'évaluation de la rentabilité économique que nous vous avons présentée dans ce chapitre a révélé qu'à un cours des métaux de 5910,5 USD/TONNE, le projet d'exploitation de la mine à ciel ouvert de Kinsevere hill est déclaré rentable, car les différentes valeurs ci-dessous ont été obtenues suit aux études suivantes :

Etude économique

> La valeur actuelle nette (VAN) : 4733346,37 USD ;

> Le taux de rentabilité interne annuel (TRI) : 23,7732703 % ; > L'indice de profitabilité (Ip) : 1,0055 et

> Une période de remboursement de 5 ans et 11 mois. Etude de sensibilité

> En deçà du cours de cuivre de 5857,48095 USD/TCu ;

> En deçà du coût de traitement métallurgique de 3044,182542 USD/Tcu. Avec ces valeurs prises séparément, le projet 1140 n'est plus rentable.

78

79

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CONCLUSION GENERALE

Nous voici au terme de notre travail de fin d'étude qui a porté sur : « Evaluation de la rentabilité du projet d'exploitation 1140 de la mine à ciel ouvert de kinsevere hill ».

L'activité minière industrielle suppose la récupération des réserves minières tout en garantissant la sécurité et surtout la profitabilité de l'investissement.

Partant des objectifs que nous nous sommes assignés au départ de ce travail qui étaient les

suivants :

? Procéder à la planification de l'exploitation ainsi que la planification logistique ; ? Faire une évaluation de la rentabilité du projet ;

Le gisement de Kinsevere étant en exploitation, appartient au Groupe des mines du Roan dans le système Katanguien. Il est classé parmi les gisements sédimentaires stratiformes de cuivre et possède à une particularité du faite que toutes les formations géologiques sont minéralisées de la base au sommet.

La métallogénie nous montre que l'exploitation à Kinsevere se fait encore dans la zone d'oxydation qui est marquée par la présence des minerais de cuivre qui est extrait en majeur partie dans la malachite et des faibles proportions dans les autres minerais de cuivre tels que la cuprite, l'azurite et la chrysocolle.

Partant de la méthode numérique choisie, un inventaire des matériaux (stériles et minerai) a permis d'estimer les coûts d'exploitation ainsi que les recettes relatives au projet d'exploitation. Après estimation, les réserves contenues dans la fosse optimale ont été évaluées à 16.657.468 Ts pour une teneur moyenne de 3,386 % cuivre et un tempérament de 0,7956 m³/Ts.

Ayant comme contrainte pour la détermination de la durée de vie de la mine, la capacité mensuelle des usines de traitement, nous avons déterminé la production minière annuelle qui est de 2.250.000 Ts/an et avons déterminé pour chaque année la quantité de stériles qu'il faut excaver.

Une planification des opérations minières, de besoin en engins ainsi que des extractions minières avec un programme annuel de 1722695,424 m³ de matériaux dont la durée de vie du projet retenu a été définie à 7 ans s'avère indispensable.

Ainsi, pour arriver à consacrer toute l'attention à cette production annuelle, nous sommes arrivés au calcul du parc provisionnel d'engins nécessaires :

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2 sondeuses Atlas Copco CM 785 ;

2 pelle CAT 345D

2 chargeuse CAT 930H ;

12 bennes CAT 375B ;

1 niveleuse CAT 140A ;

1 bulldozer CAT D9R ;

1 arroseuse CAT 775D

L'analyse de rentabilité réalisée pour un coût d'investissent considéré de 14.720.516 USD, avec un taux d'intérêt annuel de 15% sur une échéance de 7 ans a abouti aux résultats ci-après : une VAN de 4.733.346,37 USD, un TRI de 23,7732703 % et un délai de récupération de l'investissement de 5 ans et 11 mois.

Avec une valeur actuelle nette supérieure à zéro et un taux de rentabilité interne supérieur au taux d'intérêt, nous concluons que notre projet est rentable.

Enfin, cette conclusion nous conduit aux suggestions suivantes : ? Le respect du programme d'excavation établi ;

? Entreprendre les études hydrogéologiques relatives à l'exhaure primaire afin d'éviter toute surprise des venues d'eau bien que les travaux de prospection antérieurs n'ont pas révélé la présence de l'eau jusqu'à l'horizon 1140 ;

? La réalisation d'une évaluation d'impact environnemental et sociétal (E.I.E.S) et plan d'aménagement environnemental et sociétal (E.S.M.P).

Nous espérons que ce modeste travail apportera tant soi peu sa contribution aux multiples efforts que ne cessent de déployer les exploitants de la mine de Kinsevere hill pour arriver à la réalisation de la production planifiée.

La science n'étant pas statique, mais dynamique, nous pensons que d'autres chercheurs pourront entreprendre les efforts similaires dans ce domaine afin de consolider nos résultats. Néanmoins, ce travail si humble qu'il est, c'est un jalon placé sur la voie qui conduit vers la réalisation effective et rationnelle de la production planifiée et voulue.

Nous restons ouverts aux critiques et suggestions éventuelles des lecteurs et collègues visant à l'amélioration de ce travail.

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BIBLIOGRAPHIE

A. OUVRAGES

1. CATERPILAR: Performance hand book, Edition 29;

2. CATERPILAR (2000): Performance hand book, Edition 31;

3. CATERPILAR (2001): Performance hand book, Edition 32;

4. CATERPILAR (2013): Performance hand book, Edition 43.

B. COURS

1. KAMULETE M. (2013) : Exploitation des mines à ciel ouvert. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Syllabus de cours ;

2. KAMULETE M. (2013) : Projets des mines à ciel ouvert. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Syllabus de cours ;

3. KAMULETE M. (2013) : Economie minière. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Syllabus de cours ;

4. KALENGA K. (2013) : Cours d'économie minière. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, syllabus de cours.

5. MAKABU K. (2015) : Cours de métallogénie et complément de géologie de la RDC. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Syllabus de cours ;

6. MAKABU K. (2016) : Cours de prospection minière. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, syllabus de cours.

7. NGOIE N. (2012) : Projets des mines souterraines. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Syllabus de cours ;

8. SAMBULA (2018) : Projets des mines souterraines. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Notes de cours ;

9. WAMANA D. (2018) : Cours de gestion économique et financière de l'entreprise. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, syllabus de cours.

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C. MEMOIRES

1. MBOKONGO B. (2010) : La planification minière de l'exploitation du gisement de Kazibizi. Lubumbashi : UNILU, Faculté Polytechnique, Département des mines, Mémoire.

2. MUKOLO M. (2013) : Analyse technico-économique de la poursuite de l'exploitation de la mine à ciel ouvert de Kamfundwa (Phase B - projet 1280). Lubumbashi : UNILU, Faculté Polytechnique, Département des mines, Mémoire.

3. MUSHAMA C. (2007) : Contribution à l'élaboration du projet d'exploitation du gisement de Kilamusembu. Lubumbashi : UNILU, Faculté Polytechnique, Département des mines, Mémoire.

4. NTUMBA K. (2013) : Analyse de la rentabilité du projet de poursuite du développement de la mine à ciel ouvert de MASHI. Lubumbashi : UNILU, Faculté Polytechnique, Département des mines, Mémoire.

5. SABWA T. (2017) : l'optimisation du projet d'exploitation de la phase D à la mine à ciel ouvert de Kamfundwa. Likasi : UNILI, Faculté Polytechnique, Département des mines, Mémoire.

D. WEBOGRAPHIE DE SITE INTERNET ? http://www.LME.com

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ANNEXES

Détermination de tonnage après concentration et de tonne-métal

Sachant que le rendement de récupération au concentrateur est de 70 % et connaissant les teneurs en Cu dans le minerai tout-venant et dans concentré. La quantité de concentrés Cu sera déterminée par l'expression suivante :

Avec

· ? : Le rendement de récupération du concentrateur ;

· : La teneur à l'alimentation, qui est la teneur moyenne du tout-venant soit 3,386 % ;

· : Le tonnage à l'alimentation ;

· : La teneur après concentration soit 15 % ;

· B : Le tonnage après concentration.

Sachant que le rendement des usines métallurgiques ( ) est de 82 % et

connaissant le tonnage après concentration (B). La quantité de tonnes-métal produites annuellement aux usines de traitement métallurgique sera déterminée par :

82

Les différents résultats obtenus sont donnés dans le tableau ci-dessous :

Quantité de tonnes-métal produites annuellement

année	volume minerai	Ts	teneur alimentation	tonne concentré	tonne-métal
1	516808,627	1033617,25	3,386	136104,4231	20089,01
2	689078,17	1378156,34	3,386	181472,5643	26785,35
3	861347,712	1722695,42	3,386	226840,7052	33481,69
4	1033617,25	2067234,5	3,386	272208,8451	40178,03
5	1205886,8	2411773,6	3,386	317576,9882	46874,36
6	1378156,34	2756312,68	3,386	362945,1286	53570,70
7	1550425,91	3100851,82	3,386	408313,2769	60267,04
TOTAL					281246,18

Rendement horaire et temps de cycle d'une pelle CAT 374DL

4.00

Rendement horaire et temps de cycle d'une benne CAT 735B

83

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

Caractéristique du bulldozer CAT D9R

84

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018

85

Trésor KILINDA KITENGE [e-mail] TFE/ Octobre 2018