|
à‰tude de la stabilité et caractérisation géo mécanique des roches dans une mine ciel à ciel ouvert: cas de la mine de Bangwe boss mining.( Télécharger le fichier original )par Christian Moise Sabu Munung Institut Supérieur des Techniques appliquées de Kolwezi. ISTA KOLWEZI - Diplôme dà¢â‚¬â„¢ingénieur en techniques appliquées 2017 |
CHAPITRE TROISIEME: ETUDE GEOSTRUCTURALE DE LA MINE DE BANGWE3.1. Introduction
3.2. Types des discontinuités
Jr. Sabu Munung ~ 19 ~ 3.3. Caractéristiques individuelles des discontinuités 3.3.1. Etendue ou extensionSurface totale de la discontinuité, que l'on peut approcher par la longueur de son intersection avec la surface d'observation (trace), à condition que celle-ci soit suffisamment étendue. Sur le terrain, on notera, par exemple, E > 3 m si une discontinuité est visible sur 3 m et qu'une seule de ses extrémités est visible. Si aucune des extrémités n'est visible, on notera E >> 3 m. Une discontinuité peut être interrompue par des ponts rocheux reliant les deux lèvres (ou épontes). On définit alors un pourcentage de ponts rocheux ou, inversement, un taux de persistance. 3.3.2. OuvertureDistance entre les épontes (ou épaisseur de la discontinuité). L'épaisseur (e) de la discontinuité a une influence importante sur sa conductivité hydraulique (k). En effet, en écoulement laminaire (cas le plus fréquent pour les écoulements naturels), le débit traversant une largeur unitaire de fracture d'épaisseur e et de faible rugosité, est donné par l'expression: Q = i (ge3/12í) = k i Où ? g est l'accélération de la pesanteur (m s-2), ? í la viscosité cinématique du fluide (10-6 m2 s-1 pour l'eau à 20°C), ? k la conductivité hydraulique du joint (m2 s-1) et i le gradient hydraulique. Remarque : La viscosité cinématique est le quotient de la viscosité dynamique par la masse volumique du fluide. 3.3.2.1. RemplissageMatériau remplissant totalement ou partiellement la discontinuité (nature et épaisseur) Ir. Sabu Munung " 20 " 3.3.2.2. Morphologie des épontesLes discontinuités pouvant avoir des extensions importantes, il est nécessaire de décrire leur morphologie à différentes échelles. A l'échelle la plus grande, elles sont assimilées à un plan ou à une surface courbe (cas des plis ou de certaines failles), qui peut être définie par plusieurs facettes planes. A une échelle plus petite, on cherche à caractériser les écarts par rapport à cette surface moyenne. La méthode la plus utilisée consiste à comparer la morphologie de la discontinuité à des profils standards établis par Barton et Choubey (1977) et à lui attribuer une note de rugosité appelée JRC, la note 0 correspondant à une surface parfaitement plane .
Figure 1 Représentation géométrique d'une discontinuité. On peut ainsi utiliser plusieurs échelles successives (du plus grand au plus petit) en caractérisant les écarts par rapport à la surface modélisée à l'échelle précédente. Par exemple, si des discontinuités sont visibles sur plusieurs décamètres de longueur, une observation visuelle avec suffisamment de recul permet d'estimer un coefficient JRC représentatif de cette échelle, mais qui ne prend pas en compte des aspérités millimétriques ou centimétriques. Il est alors nécessaire de faire une seconde estimation, en observant de près la discontinuité sur une longueur de l'ordre du décimètre. Il est nécessaire d'aller jusqu'à cette échelle, pour utiliser le coefficient JRC dans le critère de résistance au cisaillement de Barton. On réserve parfois le terme de rugosité pour caractériser les aspérités de taille millimétrique à centimétrique, en utilisant celui d'ondulation pour des tailles décimètre Ir. Sabu Munung " 21 " 3.3.2.3. Altération et résistance des épontesLa résistance des aspérités influence la résistance au cisaillement. Si les épontes des discontinuités sont altérées, cette résistance est plus faible que celle de la matrice rocheuse. L'altération peut être d'origine météorique (infiltration d'eau superficielle) ou profonde (eau thermale). L'essai au scléromètre permet d'estimer grossièrement la résistance des épontes 3.3.2.4. Orientation (ou attitude) des discontinuitésL'orientation du plan moyen d'une discontinuité est décrite par deux angles, un pendage et un azimut, définis respectivement par rapport à l'horizontale et au nord (figure 4). Le pendage est l'inclinaison de la ligne de plus grande pente. Il est mesuré dans un plan vertical, à l'aide d'un clinomètre. Il est compris entre 0° (pour un plan horizontal) et 90° (pour un plan vertical). On appelle vecteur pendage, le vecteur unitaire porté par la ligne de plus grande pente et dirigé vers le bas. Pour définir complètement l'orientation d'un plan, il faut un deuxième angle, qui est mesuré dans le plan horizontal, par rapport au nord, à l'aide d'une boussole. Selon la méthode utilisée, cet angle, appelé azimut, est défini par le vecteur pendage ou par les courbes de niveau du plan. La première méthode utilise l'azimut du vecteur pendage, c'est à dire l'angle entre le nord et la projection du vecteur pendage dans le plan horizontal. Cet angle, compris entre 0 et 360°, donne donc l'azimut (on dit aussi la direction) vers lequel descend la ligne de plus grande pente (on dit que la discontinuité pend dans cette direction). La seconde utilise l'azimut des lignes de niveau du plan (c'est à dire des horizontales du plan). Par convention, on choisit, entre les deux azimuts opposés définis par ces horizontales, celui qui est compris entre 0 et 180°. Mais, comme un plan peut être incliné d'un côté ou de l'autre d'une horizontale, il faut ajouter une information pour définir son orientation de manière univoque. Pour cela, on donne un point cardinal (N, E, S ou W) du côté duquel le plan descend (logiquement, le plus proche de l'azimut du vecteur pendage). Ir. Sabu Munung ~ 22 ~ Selon la méthode utilisée, un même plan est donc décrit de deux manières différentes. Par exemple, un plan incliné de 60° vers le SW, défini par le couple azimut-pendage (N225°60°) avec la première méthode, est défini par le triplet azimut-pendage-point cardinal (N135°-60°W) avec la seconde méthode. Représentation de l'attitude d'une discontinuité sur une carte : on utilise un symbole en forme de T, la barre supérieure est orientée dans la direction (ou azimut) de l'horizontale du plan de discontinuité et la barre inférieure indique la direction du pendage. La valeur du pendage est écrite à côté du symbole. 3.3.2.5. TectoglyphesStries résultant du frottement de débris dans une faille ou affectant des enduits de calcite (cristallisés dans des cavités apparues lors du cisaillement). Elles permettent de connaître la direction et le sens du mouvement de la faille. L'orientation de la faille portant les stries, étant déjà connue, un seul angle est nécessaire pour définir parfaitement les droites parallèles aux stries. Cela peut être : l'azimut de ces droites (direction dans laquelle elles descendent); leur plongement (angle d'une droite avec le plan horizontal), en précisant de quel côté elles descendent par rapport à l'horizontale de la faille (N ou S, E ou W); leur pitch (angle avec l'horizontale du plan), en précisant également de quel côté elles descendent. De plus, le sens du mouvement indiqué par les stries doit être noté. 3.4. Structure du massif3.4.1. Organisation des discontinuités et familles directionnellesLes discontinuités d'un massif rocheux sont liées aux phénomènes intervenant lors de sa formation et aux états de contrainte qu'il a subis au cours de son histoire géologique. Il est donc normal qu'elles ne soient pas orientées de manière aléatoire, mais qu'elles s'organisent en familles de même orientation et de mêmes caractéristiques. Ces familles sont généralement mises en évidence en représentant, en projection stéréographique, les normales de toutes les discontinuités observées dans une zone homogène. Chaque plan étant représenté par un point, il est facile de repérer les discontinuités ayant des orientations voisines et de déterminer la Ir. Sabu Munung ~ 23 ~ normale au plan moyen, qui est le barycentre des normales. Prendre les moyennes des azimuts et des pendages conduirait à des erreurs dans certaines situations : pendages proches de 0 (erreur possible sur l'azimut moyen) ou de la verticale (erreur sur le pendage) ; azimuts proches de 0180° (erreur sur l'azimut). Les familles ayant été définies à partir des orientations, les caractéristiques communes de chacune d'elles doivent être déterminées. Pour les paramètres quantitatifs (orientation, extension, espacement, JRC), des analyses statistiques peuvent être réalisées (histogrammes, moyennes, écart-types). 3.4.2. Densité de fracturation3.4.2.1. Densité de fractures du massifL'indice ID (intervalle entre discontinuités) est la moyenne des intervalles découpés par les discontinuités successives le long d'une ligne de mesure (axe d'un forage ou ligne de mesure sur affleurement). Il est nécessaire de réaliser des mesures dans plusieurs directions, choisies en fonction des directions des discontinuités. L'inverse de ID est une densité linéique de fractures appelée aussi fréquence. L'histogramme des intervalles mesurés permet d'obtenir une image plus complète de la fracturation (la courbe cumulative de distribution est équivalente à une courbe granulométrique). Le RQD (Rock Quality Designation), également utilisé, est la somme des longueurs des carottes supérieures à 10 cm, rapportée à la longueur de la passe. L'AFTES recommande le calcul du RQD par passes forées de 1m. 3.4.2.2. Fréquence d'une famille de discontinuitésLa fréquence moyenne d'une famille de discontinuités est le nombre des discontinuités recoupées par une ligne de mesure perpendiculaire au plan moyen de la famille, divisé par la longueur de cette ligne (ë=N/L). L'espacement moyen ES est la moyenne des intervalles découpés par les discontinuités le long de cette ligne. C'est l'inverse de la fréquence. L'histogramme des espacements orthogonaux entre discontinuités d'une même famille reflète Ir. Sabu Munung ~ 24 ~ la distribution de celles-ci. Il nécessite de relever les distances entre les intersections successives des discontinuités avec la ligne de mesure. Comme la ligne de mesure n'est généralement pas perpendiculaire au plan moyen de la famille étudiée, il faut multiplier les distances mesurées par le sinus de l'angle f3 entre la ligne de mesure et le plan moyen. Inversement, une fréquence déterminée sur le terrain doit être divisée par ce sinus (ë=N/Lsinf3). Si la ligne de mesure se trouve sur un affleurement, seules doivent être considérées les discontinuités qui interceptent effectivement cette ligne (et non celles, visibles sur l'affleurement, qui ne l'atteignent pas). On montre que la fréquence d'une famille est aussi égale à la surface de discontinuités par unité de volume du massif, ainsi qu'à la longueur de discontinuités par unité de surface perpendiculaire au plan moyen de cette famille. Si cette longueur est mesurée sur un plan d'observation qui fait un angle f3 avec le plan moyen de la famille (cas général), la fréquence obtenue doit être divisée par sinf3. Dans un milieu naturel tel qu'un massif rocheux, les joints d'une même famille ne sont pas régulièrement espacés. La distribution statistique des espacements a été étudiée par plusieurs auteurs (Priest et Hudson, 1976, 1981 ; Jaboyedoff et al., 1996 ; Sornette, 2000). La loi de distribution la plus utilisée est la loi exponentielle négative, pour laquelle la densité de probabilité de l'espacement x s'écrit : f(x) = ë e-ëx où ë est la fréquence moyenne (inverse de l'espacement moyen). La fonction de répartition s'écrit : P (X<x) = 1 - e-ëx Une famille comportant un petit nombre de joints de grande extension peut avoir la même fréquence qu'une autre comportant un grand nombre de joints de faible extension. Pour mieux décrire la géométrie d'une famille de fractures, la détermination de la fréquence doit être complétée par la connaissance des extensions. 3.4.2.3. Extensions d'une famille de discontinuitésIr. Sabu Munung ' 25 ' Si toutes les discontinuités sont entièrement visibles sur un affleurement, leur extension moyenne peut se calculer directement. Si certaines discontinuités sont visibles partiellement (une seule extrémité visible) mais qu'aucune ne traverse entièrement l'affleurement (figure 8), on peut calculer l'extension moyenne à partir d'un nombre de discontinuités équivalent n, donné par la formule suivante: n? n = no + 2 no et n? étant respectivement les nombres de discontinuités dont 2 extrémités et une extrémité sont visibles. La longueur de trace moyenne s'obtient alors en divisant la longueur totale des discontinuités observées sur l'affleurement par le nombre n. (Contrairement à l'espacement, l'extension moyenne n'est pas affectée par l'orientation du plan d'observation). Lorsque la fenêtre d'observation est trop petite pour appliquer cette méthode (certains joints n'ont aucune extrémité visible), la longueur de trace moyenne peut être estimée par la formule suivante, si les traces des joints sont parallèles à la hauteur h de la fenêtre: 2n2 + n1
n?n2 étant le nombre de joints n'ayant aucune extrémité visible. L'estimation n'est bonne que lorsque la longueur u de la fenêtre est suffisante et h est de l'ordre de grandeur de Lm. En effet, si h est trop petit devant Lm, n0 et n1 tendent vers 0 et l'estimation de Lm tend vers l'infini. Pour une famille dont les traces font un angle avec la hauteur de la fenêtre. Pour définir complètement l'orientation d'un plan, il faut un deuxième angle, qui est mesuré dans le plan horizontal, par rapport au nord, à l'aide d'une boussole. Selon la méthode utilisée, cet angle, appelé azimut, est défini par le vecteur pendage ou par les courbes de niveau du plan. Ir. Sabu Munung " 26 " La première méthode utilise l'azimut du vecteur pendage, c'est à dire l'angle entre le nord et la projection du vecteur pendage dans le plan horizontal. Cet angle, compris entre 0 et 360°, donne donc l'azimut (on dit aussi la direction) vers lequel descend la ligne de plus grande pente (on dit que la discontinuité pend dans cette direction). La seconde utilise l'azimut des lignes de niveau du plan (c'est à dire des horizontales du plan). Par convention, on choisit, entre les deux azimuts opposés définis par ces horizontales, celui qui est compris entre 0 et 180°. Mais, comme un plan peut être incliné d'un côté ou de l'autre d'une horizontale, il faut ajouter une information pour définir son orientation de manière univoque. Pour cela, on donne un point cardinal (N, E, S ou W) du côté duquel le plan descend (logiquement, le plus proche de l'azimut du vecteur pendage). Selon la méthode utilisée, un même plan est donc décrit de deux manières différentes. Par exemple, un plan incliné de 60° vers le SW, défini par le couple azimut-pendage (N225°60°) avec la première méthode, est défini par le triplet azimut-pendage-point cardinal (N135°60°W) avec la seconde méthode. Représentation de l'attitude d'une discontinuité sur une carte : on utilise un symbole en forme de T, la barre supérieure est orientée dans la direction (ou azimut) de l'horizontale du plan de discontinuité et la barre inférieure indique la direction du pendage. La valeur du pendage est écrite à côté du symbole. 3.4.2.4. Organisation des discontinuités et familles directionnellesLes discontinuités d'un massif rocheux sont liées aux phénomènes intervenant lors de sa formation et aux états de contrainte qu'il a subis au cours de son histoire géologique (Chalhoub, 2010). Il est donc normal qu'elles ne soient pas orientées de manière aléatoire, mais qu'elles s'organisent en familles de même orientation et de mêmes caractéristiques. Ces familles sont généralement mises en évidence en représentant, en projection stéréographique, les normales de toutes les discontinuités observées dans une zone homogène. Ir. Sabu Munung " 27 " Chaque plan étant représenté par un point, il est facile de repérer les discontinuités ayant des orientations voisines et de déterminer la normale au plan moyen, qui est le barycentre des normales. Prendre les moyennes des azimuts et des pendages conduirait à des erreurs dans certaines situations : pendages proches de 0 (erreur possible sur l'azimut moyen) ou de la verticale (erreur sur le pendage) ; azimuts proches de 0-180° (erreur sur l'azimut). Les familles ayant été définies à partir des orientations, les caractéristiques communes de chacune d'elles doivent être déterminées. Pour les paramètres quantitatifs (orientation, extension, espacement, JRC), des analyses statistiques peuvent être réalisées (histogrammes, moyennes, écart-types). 3.5. Projections stéréographiquesLa représentation stéréographique permet de représenter sur un plan (le stéréogramme), certains objets situés dans l'espace tridimensionnel, tels que : droites, demi-droites, plans, cônes, demi-espaces, pyramides, dièdres, ... Ces objets sont constitués par un ensemble de demi-droites, issues d'un même point S (sommet du cône, par exemple). La représentation stéréographique peut se décomposer en trois étapes (cas d'une demi-droite) : > Une translation, qui déplace l'objet de manière à amener le point S en un point O, centre d'une sphère, dite sphère de référence ; > L'intersection de cet objet avec la sphère de référence ; > La projection de cette intersection sur un plan horizontal. Si on ne s'intéresse qu'à l'orientation d'un plan (et non pas à sa position spatiale et à sa dimension), on peut alors représenter l'orientation d'un plan dans un diagramme à deux dimensions. L'habitude est d'utiliser une projection stéréographique (FRANCOIS A., 2009) : > Le plan est placé de telle sorte qu'il passe par le centre d'une sphère de référence ; > On regarde son intersection avec la demi-sphère inférieure; > On projette cette intersection sur la feuille de papier (équateur de la sphère). Dans cette représentation, un plan vertical est une droite passant par le centre ; un plan Nord-Sud passe par le « sommet » et le « bas »du cercle de référence. Des plans de plus en plus Jr. Sabu Munung " 28 " plats décrivent des courbes de plus en plus proches du bord du cercle, et des plans de différentes orientations « tournent » dans le cercle. Fréquemment, on se contente de représenter la « normale » d'un plan ou son « pôle », c'est-à-dire la droite perpendiculaire : c'est alors un point dans ces diagrammes. Une limitation importante des projections stéréographiques est de considérer seulement les relations qui existent entre les angles des lignes et des plans et ne présente pas la position et la dimension des objets. Dans l'analyse de la stabilité de pentes utilisant les canevas stéréographiques, les traces cyclographiques sont utilisées pour représenter à la fois les discontinuités et la face de la pente. L'usage des pôles facilite l'analyse d'un grand nombre des plans en le comparant à l'usage des traces cyclographiques, les deux types de projections stéréographiques utilisées en géologie structurale sont les projections polaires et les projections équatoriales. Le premier peut être utilisé seulement pour ploter les pôles, tandis que le second convient à la fois pour la représentation des pôles et les traces cyclographiques. Dans le cas de la projection équatoriale, le plus fréquent type de canevas utilisé est le canevas iso-aire ou de Lambert (Schmidt). Sur ce canevas, on représente les iso-densités des pôles pour trouver les concentrations des pôles qui représentent une orientation préférentielle ou les familles de discontinuités. Un autre type de projection équatoriale est le canevas iso-angle ou de Wulff ; les deux peuvent être utilisés pour examiner les relations entre les angles, mais le canevas de Lambert est utilisé seul pour développer les concentrations des iso-densités de pôle. Good et Shi (1985) cités par DUNCAN et al (2005) démontrent l'utilisation des techniques stéréographiques pour identifier les instabilités (wedges) des roches susceptibles de glisser sur la face ou qui sont remobilisées ; cette technique est nommée la théorie des blocs clés (Key block theory). Le principe est le suivant : Ir. Sabu Munung " 29 " ? Roter le papier calque jusqu'à ce que la ligne qui marque la direction du pendage corresponde avec la position équatoriale (90°) ; ? Mesurer l'angle du pendage, f3 à partir de l'extérieur du canevas et tracer le grand cercle pour ce plan ; ? Mesurer (90°-f3) à partir de l'extérieur du canevas pour localiser le pôle de la trace cyclographique. La direction án et le plongement f3n de la normale au plan sont donnés par : án=áw #177; 180° f3n= 90°-f3w 3.6. Présentation des résultatsIl faut accepter au départ que les massifs rocheux possèdent une structure géologique. Les éléments de cette structure portent des noms géologiques comme joints, diaclases, cisaillements, contacts intrusifs, stratifications, discordances, c'est donc dire que les amas de roche qui constituent les massifs rocheux comportent des discontinuités géologiques d'orientations diverses qui se rencontrent et qui y découpent, plus ou moins complètement, des blocs polyédriques. Ces discontinuités sont habituellement considérées comme planaires, d'où l'expression plans structuraux fréquemment utilisée pour y référer. Les paramètres d'orientation de ces discontinuités dans l'espace peuvent être établis de façon déterministe ou de façon probabiliste, selon leur nature. Les résultats que nous allons présenter dans cette partie de notre travail, sont les données des éléments structuraux en occurrence les joints repérés sur terrain et qui dans la nature présentent souvent d'orientations diverses liées aux phénomènes intervenant lors de la formation du massif rocheux et aux états de contrainte qu'il a subis au cours de son histoire géologique. Ces résultats sont donc une synthèse des discontinuités qui affectent les massifs rocheux de la mine de BANGWE. Dans cette partie de notre travail, nous présenterons les résultats de ces discontinuités sous un volet : ? Les données structurales recueillies à la surface. Ir. Sabu Munung " 30 " Tableau 2.1 : Levé structural des plans des discontinuités faites dans la mine de Bangwe
Ir. Sabu Munung " 31 "
Ir. Sabu Munung ~ 32 ~
Ir. Sabu Munung " 33 "
Ir. Sabu Munung ~ 34 ~
Ir. Sabu Munung ~ 35 ~
Ir. Sabu Munung " 36 "
Ir. Sabu Munung " 37 "
Ir. Sabu Munung " 38 "
Ir. Sabu Munung ~ 39 ~
Ir. Sabu Munung ~ 40 ~
Ir. Sabu Munung " 41 "
Ir. Sabu Munung ~ 42 ~
Ir. Sabu Munung ~ 43 ~
Ir. Sabu Munung ~ 44 ~
3.7. Traitement des donnéesL'ensemble des données brutes de discontinuités récoltées sur le terrain ont subi un traitement statistique. Tableau 2.2 : Fréquences des différents pendages des plans des discontinuités Jr. Sabu Munung ~ 45 ~
Ir. Sabu Munung ~ 46 ~
3.8. Rosace des fréquencesLa rosace des fréquences est une représentation graphique des données structurales groupées en classes statistiques d'une même amplitude (tableaux 2.2). Les diagrammes en rose et histogrammes sont bien adaptées à l'étude de la répartition d'une population de directions dans un plan. Ils permettent de représenter l'orientation préférentielle au sein de domaine grâce à un choix des figures correspondants à différents secteurs angulaires. Cette représentation circulaire est un outil d'évaluation qui permet d'apprécier les valeurs des données structurales en fonction des classes respectives. ~ 47 ~
Jr. Sabu Munung Interprétation des résultats Comme nous pouvons l'observer sur la figure 2.2, la rosace de fréquence met en relief la direction prédominante de l'ensemble des éléments structuraux récoltés sur un site donné. La méthode consiste à représenter les mesures structurales sur des étroites rayonnantes, de même amplitude que celle des classes groupées précédemment. Soit de 20 à 20° ou de 10 à 10°. La rosace nous permet également de déterminer les directions que doivent prendre le glissement préférentiel qui est de N110°E à N120°E. Ceci nous permet d'obtenir le cas idéal recherché pour l'orientation des glissements dans la mine de Bangwe. 3.9. Projection stéréographiqueUne discontinuité est assimilée à un plan définie pour la direction et le pendage (figure 2.1). Les discontinuités d'un massif constituent le plus souvent un ensemble structuré répartit en un petit nombre de familles qu'on isole en représentant chaque discontinuité sur un même graphique L'outil le plus utilisé est la projection stéréographique. Chaque discontinuité, assimilée à un plan (Figure 2.4), est déplacée pour qu'elle passe par le centre de la sphère de référence. La direction correspondante est alors représentée par le point d'intersection avec celui des ~ 48 ~ hémisphères qui est choisi pour la projection. Projeté en deux dimensions, ce plan se matérialise par un arc de cercle. Lorsque l'on dispose de beaucoup de plans, le dessin devient étouffé. C'est pourquoi, l'on préfère utiliser la trace du vecteur normal au plan passant par le centre de la sphère de référence (ou sphère de projection), que l'on appelle « pôle du plan ». La projection stéréographique de ce dernier donne un point qui permet de localiser les zones à fortes concentrations ou familles des joints.
DÉFINITION DE TRACES CYCLOGRAPHIQUES Figure 2.4.Principe de la projection stéréographique Jr. Sabu Munung
Jr. Sabu Munung
~ 50 ~
Jr. Sabu Munung Jr. Sabu Munung " 51 "
Déterminations des plans cozonaux et de plans préférentiels des cassures Plan de glissement potentiel PG (Plan de glissement): 35/66 Plans cozonaux Plan cozonal 1: 226/54 Plan cozonal 2: 348/62 Jr. Sabu Munung ~ 52 ~ CHAPITRE QUATRIEME: ETUDE GEOMECANIQUE DES ROCHES DE LA MINE DEBANGWE4.1. IntroductionLa détermination des caractéristiques physico-mécaniques des roches de la mine de BANGWE est le principal objet assigné à cette présente partie de notre travail. Par propriétés physiques, nous ferons essentiellement allusion à la densité ou poids spécifique de la roche. Quant aux propriétés mécaniques, il sera tout simplement question de contrainte à la rupture, de la cohésion de la roche et de la friction interne caractérisée par un angle de frottement. La détermination ainsi que la connaissance de toutes les données dites caractéristiques géotechniques, permettent de contrôler, d'une part, les problèmes dus aux efforts de soutènement lors de l'ouverture des ouvrages à savoir chambres, galeries, ... dans une mine souterraine, et les talus ou gradins, ... dans une mine à ciel ouvert, et d'autre part, les problèmes relatifs à la stabilité de ces mêmes ouvrages ainsi que le comportement des roches face à l'utilisation des dynamites dans une mine. L'acquisition des données géomécaniques doit être combinée à l'étude pétrographique ou métallogénique, laquelle étude n'est pas de moindre importance, lorsqu'on veut assurer une meilleure exploitation d'un gisement donné, et par voie de conséquence l'obtention du gain poursuivi par le but même d'une exploitation minière. Pour la réalisation de l'étude géomécanique, nous avons considéré les échantillons des carottes extraites de sondages géotechniques. Au total, 9 sondages géotechniques ont été effectués à différents endroits dans la mine. Les échantillons des sols ne sont pas concernés dans notre étude, nous nous étions basés uniquement sur les échantillons des roches en vue d'effectuer les essais géomécaniques. Les essais ont été effectués par l'entreprise de consultance SRK dans son laboratoire des roches situé sur avenue Albertus La Montagne au numéro 230 en Afrique du Sud (contact Jr. Sabu Munung ~ 53 ~ téléphonique (012) 481-3894, Fax (012) 481-3812, PO Box 72928 Lynn wood Ridge 0040, email: chenj@rocklab.co.za). 4.2. Propriétés physico-mécaniques des rochesLe calcul de la stabilité des talus revient à déterminer le facteur de sécurité des gradins. Pour cela, il nécessaire d'abord de déterminer les propriétés physico-mécaniques des roches au laboratoire, puis dans le massif rocheux. Une fois les propriétés physicomécaniques déterminées, on calcule le facteur de sécurité. Les propriétés physico-mécaniques et technologiques des roches ont une grande influence sur la stabilité des terrains. Parmi les propriétés physiques, les plus importantes sont : la masse volumique, la porosité et l'humidité. Les propriétés mécaniques sont : la résistance au cisaillement, la résistance à la traction et la résistance au cisaillement, l'angle de frottement interne et la cohésion. 4.2.1. Propriétés physiques des roches4.2.1.1. La porositéC'est le rapport du volume des vides Vv de la roche au volume total Vt ?? P = 100 (1) ?? La porosité varie de quelque % à plus de 40 % dans les roches sédimentaires, dans les roches magmatiques, elle est plus faible, souvent inférieure à 1 %. Selon la porosité, les roches sont classées en (Kamel et Walid, 2006) : ? Roches de faible porosité : 0 < p < 5 %; ? Roches de porosité moyenne : 5 < p < 10 % ; ? Roches de porosité élevée : 10 < p < 20 % ; ? Roches de grande porosité : p > 20 %. Jr. Sabu Munung ~ 54 ~ 4.2.1.2. La masse volumiqueC'est la masse de l'unité de volume de la roche (g/cm3). Suivant l'état du matériau, on définit : ñs la masse volumique absolue ou masse volumique du solide, ñh la masse volumique naturelle, ñd la masse volumique sèche et ñsat la masse volumique saturée :
? Ms la masse du matériau sec en g; ? Vs le volume des grains après broyage en g/cm ; ? Vt le volume de l'échantillon en cm ; t ? Mh la masse naturelle en g ; h ? Msat la masse de l'échantillon saturée en g. ñddépend de la porosité de la roche, par contre ñs ne dépend que de la minéralogie. 4.2.1.3. La teneur en eauC'est le rapport de la masse d'eau Mù, à la masse du solide sec. ?? ? = ??????? ?? (3) ?? 4.2.1.4. Le degré de saturationC'est le rapport du volume de l'eau contenue dans l'échantillon au volume des vides. ?? ?? = ×100 (4) avec : ?? V' Vù : volume de l'eau dans l'échantillon, en cm ; V' Vv : volume des vides, en cm. 4.2.1.5. Poids spécifique (densité)Jr. Sabu Munung ~ 55 ~ La détermination de la densité se fait sur le plan pratique à l'aide d'une balance à immersion. L'éprouvette de dimension connue, qui constitue l'échantillon à partir duquel sera déterminée la densité, est mesurée à l'air libre et l'on obtient le poids émergé (Pe) de la roche. Ensuite, on mesure le poids de l'échantillon, mais cette fois plongée dans l'eau et on obtient le poids immergé (Pi) de la roche. A partir des valeurs de Pe et Pi, la relation qui permet d'évaluer la densité est la suivante:
La différence des poids émergé (Pe) et immergé (Pi) donnant le volume correspondant au volume d'eau déplacé. Lorsque nous considérons que le poids spécifique de l'eau est égal à l'unité, la densité ci-dessus évaluée est calculée suivant le principe d'Archimède. 4.3. Propriétés mécaniques des roches4.3.1. La résistance à la compressionElle est déterminée lors des essais de compression simple. Dans cet essai, l'échantillon est pris sous la forme d'une carotte (éprouvette cylindrique), d'élancement L/D (L : hauteur, D : diamètre) compris entre 2 à 2,5 avec deux faces planes, lisses et parallèles obtenues par une rectification soignée. L'échantillon est ensuite placé entre les plateaux d'une presse. On appelle résistance à la compression (notée ó ) la contrainte maximale supportée par l'échantillon avant la rupture lors d'un essai de compression. Elle est donnée par la formule suivante :
? F : effort (charge) maximale atteinte (juste avant la rupture) ? S : section ou surface sur laquelle on applique l'effort F. Ir. Sabu Munung " 56 " Tableau.1. Classification des roches en fonction de la résistance à la compression (Kamel et Walid, 2006)
L'essai a été effectué sur les carottes extraites des sondages géotechniques exécutés dans la mine de BANGWE. Ainsi, le tableau III.2 donne le résumé des résultats de test de laboratoire de compression uniaxiale (UCS) et de densité des roches de la mine. Tableau 2 : Résumé des résultats de test de laboratoire de compression uniaxiale (UCS) et de densité des roches de la mine de BANGWE. (Rock Lab de l'entreprise de consultance SRK)
Nous avons considéré ? W(poids volumique de l'eau)=10kN/m3pour trouver la densité. Les résultats indiquent que la RSC est l'unité rocheuse la plus forte avec une valeur moyenne de compression uniaxiale de 175 MPa. Le RAT est l'unité rocheuse la plus faible avec une valeur moyenne de compression moyenne de compression uniaxiale (UCS) de 60 MPa. Jr. Sabu Munung " 57 " 4.3.2. La résistance à la traction4.3.2.1. Traction simpleEn soumettant une éprouvette cylindrique à une traction uniaxiale, la résistance à la traction simple est égale à la contrainte limite de traction qui produit la décohésion des échantillons des roches massives Pmax Rt = Ao Kgf/cm2(7) Pmax= valeur finale atteinte par l'effort appliqué. Ao = surface transversale 1. Essai brésilien : C'est l'essai de traction le plus commun pour les roches (essai à la traction indirecte). Pour réaliser cet essai, on utilise une éprouvette de longueur à peu près égale au diamètre. L'éprouvette est placée entre les plateaux de la presse puis elle est chargée. La contrainte de traction est donnée par la relation suivante : 2Fmax at = Kgf/cm2 (8) irDL avec : F : la charge maximale appliquée max D et L : dimensions de l'éprouvette cylindrique. Tableau 3. Classification des roches en fonction de la résistance à la traction (Kamel et Walid, 2006)
Dans le cadre de notre travail, l'essai brésilien a été effectué sur quelques carottes extraites des sondages géotechniques. Le tableau suivant présente les résultats de laboratoire " 58 "
Jr. Sabu Munung Figure 1. Essai de compression Fig. 2. Essai de traction simple
Figure 3.Traction indirecte (Essai brésilien) 4.3.3. Fissuration des roches La fissuration du massif rocheux influe sur les propriétés mécaniques du massif et sur la stabilité des talus. C'est le facteur le plus important qui caractérise les roches et les sols. Elle permet de choisir la méthode d'exploitation, de résoudre le problème de la stabilité des bords de la carrière, du talus ... Ir. Sabu Munung ~ 59 ~ La fissurité est égale à la distance moyenne entre les fissures :
L : longueur de la partie étudiée du massif (en m) n ; nombre de fissures sur la partie mesurée. Le tableau 4. Donne la classification des discontinuités selon les valeurs de ID. Tableau 4. Classification des discontinuités selon ID
Nous avons effectué des mesures de la fissuration sur les gradins dont nous avons le Mapping BNG en annexe. Le nombre moyen de fissures sur la longueur moyenne de la partie étudiée du massif de 1420 m est de 1848 environ ce qui donne une valeur de ID = 1,30 m (130 cm). D'après le tableau III.4, nous pouvons dire que la densité de la fissuration dans la mine est faible. 4.4. Classification géomécanique des rochesIl existe plusieurs classifications basées sur différentes considérations, il s'agit des masses rocheuses qui sont séparées par différents types de discontinuités géologiques telles les Jr. Sabu Munung ~ 60 ~ cassures, joints de stratification, décrochement, failles, etc. d'une part, et d'autre part les matériaux rocheux dont certaines propriétés sont en relation avec les propriétés de discontinuités. Dans toute classification géomécanique des roches, il importe de connaitre les propriétés des matériaux rocheux et les paramètres de classification. 4.4.1. Paramètres de classificationEn géo-mécanique, les paramètres les plus utilisés dans la classification sont les suivants: le R.Q.D (Rock Quality Designation), espacement et orientation des fractures, condition de discontinuités ou morphologie des épontes, compression uniaxiale et les eaux souterraines ou conditions hydrogéologiques. 4.4.1.1. R.Q.D (Rock Quality Designation)Proposé en 1964 par D. DEERE, le R.Q.D est déterminé à partir des observations faites sur les échantillons prélevés dans un sondage carotté. Dans la détermination du R.Q.D, l'influence de l'orientation des discontinuités, de leur resserrement, ni encore du matériau de remplissage des discontinuités, ne sont pris en considération. ?(??????) RQD= × 100 ?t?ta?e
Figure 4: Configuration géologique illustrant les limites du RQD. Le terrain est stratifié et les bancs font 9 cm d'épaisseur Ir. Sabu Munung " 61 " 4.4.1.2. Espacement et orientation des fracturesPar espacement de fractures, on sous-entend la distance moyenne mesurée perpendiculairement entre les surfaces structurales de rupture dans un massif rocheux contenant ces discontinuités. Concrètement, sur le plan pratique, cette distance moyenne entre deux plans de rupture est prise suivant une orientation horizontale, du fait que lesdits plans de fracture sont loin d'être parallèles. 4.4.1.3. Conditions de discontinuités ou morphologie des épontesLes discontinuités pouvant avoir des extensions importantes, il est nécessaire de décrire leur morphologie à différentes échelles. A l'échelle la plus grande, elles sont assimilées à un plan ou à une surface courbe (cas des plis ou de certaines failles), qui peut être définie par plusieurs facettes planes. A une échelle plus petite, on cherche à caractériser les écarts par rapport à cette surface moyenne. La méthode la plus utilisée consiste à comparer la morphologie de la discontinuité à des profils standards établis par Barton et Choubey (1977) cités par Hantz (1987) et à lui attribuer une note de rugosité appelée JRC, la note 0 correspondant à une surface parfaitement plane (figure III.5). On peut ainsi utiliser plusieurs échelles successives (du plus grand au plus petit) en caractérisant les écarts par rapport à la surface modélisée à l'échelle précédente. Par exemple, si des discontinuités sont visibles sur plusieurs décamètres de longueur, une observation visuelle avec suffisamment de recul permet d'estimer un coefficient JRC représentatif de cette échelle, mais qui ne prend pas en compte des aspérités millimétriques ou centimétriques. Il est alors nécessaire de faire une seconde estimation, en observant de près la discontinuité sur une longueur de l'ordre du décimètre. Il est nécessaire d'aller jusqu'à cette échelle, pour utiliser le coefficient JRC dans le critère de résistance au cisaillement de Barton. On réserve parfois le terme de rugosité pour caractériser les aspérités de taille millimétrique à centimétrique, en utilisant celui d'ondulation pour des tailles décimétrique à métrique. Ir. Sabu Munung ~ 62 ~
Figure 5 : Profils de rugosité pour différentes valeurs du coefficient JRC (d'après Barton et Choubey, 1977) Ces conditions impliquent toutes les aspérités des surfaces de discontinuités, leur ouverture, la distance entre les lèvres, leur longueur ou leur continuité, altérabilité des plans de rupture, les matériaux de remplissage, etc. Il importe cependant de passer en revue certaines de ces conditions précitées, de la manière ci-dessous: 4.4.1.4. Les aspérités des surfaces de discontinuitésUne surface rugueuse qui caractérise la morphologie des épontes d'une discontinuité donnée, est un paramètre très déterminant dans la condition de discontinuité. L'apparition des aspérités pouvant être localisées sur les surfaces de joints, permet aux blocs séparés des discontinuités, de rester solidaires l'un de l'autre; cette situation entraine une certaine stabilité dans le massif rocheux concerné, empêchant par la suite un éventuel mouvement de terrain dont le glissement. Notons par ailleurs que, la surface de discontinuité quoiqu'elle en soit lisse ou rugueuse, peut être plane, onduleuse ou en escalier (irrégulière) avec des épontes imbriquées ou des imbriquées. Jr. Sabu Munung ~ 63 ~ Si la surface est plane, onduleuse ou en escalier, les termes de description les plus usités sont les suivants: > Très rude: les escaliers sont presque verticaux,
il y a apparition des arêtes sur la surface > Rude: quelques arêtes et angles de facettes en
échelon sont évidents, les aspérités
sont > Légèrement rude: les
aspérités sur les surfaces peuvent être distinctes et
peuvent aussi > Douce: la surface apparait lisse et se fait également sentir au toucher; > Lisse: un polissage visuel évident apparait sur
la surface, la rugosité disparait 4.4.1.5. L'ouverture des fracturesPar ouverture des fractures, il faut entendre la distance entre les surfaces de discontinuités, c'est- à-dire l'écartement entre les lèvres. L'ouverture contrôle également l'adhésion entre blocs séparés par une discontinuité, et cela qu'il soit en présence ou en absence d'eau. L'épaisseur (e) de la discontinuité a une influence importante sur sa conductivité hydraulique (k). En effet, en écoulement laminaire (cas le plus fréquent pour les écoulements naturels), le débit traversant une largeur unitaire de fracture d'épaisseur e et de faible rugosité, est donné par l'expression: Q = i (ge3/12í) = k i où : > g est l'accélération de la pesanteur (m.s-2), > í la viscosité cinématique du fluide (10-6 m2s-1 pour l'eau à 20°C), > k la conductivité hydraulique du joint (m2 s-1) et > i le gradient hydraulique. Ir. Sabu Munung ~ 64 ~ Remarque : La viscosité cinématique est le quotient de la viscosité dynamique par la masse volumique du fluide. Parfois l'ouverture des fractures peut être remplie des matériaux, dans ces conditions, ce sont les matériaux de remplissage qui influent sur la contrainte de cisaillement à travers la discontinuité. Ainsi cette contrainte le long de la surface de rupture, dépend d'un certain nombre de critères dont le degré d'ouverture de la rugosité des parois de la surface, de la nature, la présence ou l'absence du matériau de remplissage. Les écartements suivants peuvent donner l'idée sur l'ouverture des fractures: ? Très rude: <0,4 mm; ? Serrée: 0,4 à 0,5 mm; ? Modérément ouverte: 0,5 à 2,5 mm; ? Ouverte: 2,5 à 10 mm; ? Très largement ouverte: 10 à 25 mm. Les ouvertures supérieures à 25 mm sont dites discontinuités majeures. 4.4.1.6. La continuitéD'une manière générale, une roche est caractérisée par des fissures intraformationnelles, c'est- à-dire des fissures qui ne s'étalent pas sur toute l'étendue de la roche. Ainsi la continuité dans ce cas c'est l'extension d'une discontinuité d'une roche donnée au-delà de l'ouvrage considéré. 4.4.1.7. L'altération des plans de ruptureL'altération d'une roche est une possibilité qu'a cette dernière d'être altérée; par altération on entend également une modification de la roche suite aux phénomènes physiques et chimiques. Il existe plusieurs classifications basées sur le degré d'altérabilité, néanmoins nous retiendrons celle de l'ISRM qui est la suivante: Jr. Sabu Munung ~ 65 ~ ? Roche inaltérée ou fraiche: aucun signe visible observable de l'altération; la roche parait avec des cristaux brillants; ? Roche légèrement altérée: la discontinuité de la roche parait déformée et/ou décolorée, elle peut dans certains cas contenir un fin remplissage de matériaux altérés. La décoloration s'étend jusqu' à 20% de l'ouverture des cassures; ? Roche modérément altérée: la décoloration s'étend au-delà d'une distance de 20% de l'ouverture des fractures, celles-ci peuvent toujours contenir des matériaux de remplissage provenant de l'altération; les différents grains peuvent être partiellement détachés; ? Roche altérée: la décoloration à ce niveau est décelable sur toute l'étendue de la roche. Les matériaux rocheux sont partiellement friables. Toutefois les grains apparaissent; ? Roche complètement altérée: à ce stade la roche devient totalement délabrée, décomposée et friable, tout en ayant l'aspect d'un sol, néanmoins elle conserve en partie sa texture. La quasi-totalité de la séparation des grains est également observée. En terme de degré d'altération, la limite entre sol et roche n'est pas bien définie, mais elle l'est en terme de géo-mécanique car un sol est susceptible d'être séparé en grains soit déformé à la main, par la mise en oeuvre d'une énergie mécaniquement faible; tandis que, une roche se déforme ou se réduit en morceaux qu'à la suite de très gros efforts mécaniques. Donc un matériau dont la contrainte de rupture est supérieur ou égale à 1 Mpa, sera considéré comme roche. Cette limite est purement mécanique. 4.4.1.8. Compression uniaxialeElle constitue aussi un paramètre utilisé dans la classification de massifs rocheux; son objectif principal est la détermination de la résistance à l'usure. 4.4.1.9. Eaux souterraines ou conditions hydrogéologiquesPour ce qui est de l'impact des eaux souterraines sur la stabilité d'un massif rocheux, il importe de noter que l'eau influence sous deux formes: la première est celle constituée de l'eau liée qui ramollit seulement les matériaux, c'est- à-dire elle modifie les caractéristiques et lubrifie Ir. Sabu Munung ~ 66 ~ les surfaces de rupture, tout en favorisant le glissement. La seconde est celle constituée de l'eau libre qui agit selon qu'elle est au repos ou en mouvement. 4.4.2. Classification proprement dite des rochesEn géomécanique, comme nous l'avons souligné ci-haut, il existe plusieurs classifications des roches basées sur différentes méthodes. Parmi les classifications qui existent, les plus utilisées sont énumérées ci-dessous, à savoir: ? La classification de DEERE (1964) basée sur le RQD; ? La classification selon AFTES (Association Française des Travaux Souterrains); ? La classification de TERZAGHI (1941), basée sur le poids des roches, s'applique aux tunnels, galeries et chambres; ? La classification géo-mécanique RMR (Rock Mass Rating) de BIENIAWSKI (1973), concerne les tunnels, les mines et fondations; ? La classification de BORDON et al. (1974), s'applique aux tunnels et larges chambres. 4.4.2.1. Classification des roches supposées intactesPour les roches supposées intactes, il existe également des nombreuses classifications basées sur la valeur de la contrainte de compression simple ou uniaxiale. Quant à celles de DEERE et al. (1966) cités par MISANO (2002) ainsi que d'IRSM, elles ont été établies par la classification technique. 4.4.2.2. Classification de la masse rocheuseCette catégorie de la masse rocheuse, prend en considération toutes les classifications énumérées précédemment, à savoir : ? La classification de DEERE ; ? La classification de TERZAGHI ; ? La classification de Laufer-Pocher ; ? La classification dite RSR (Rock Structurating Rating) ; ? La classification des massifs rocheux selon l'AFTES. ~ 67 ~ 4.4.2.3. Classification de DEERETableau 5: Classification basée sur le R.Q.D
Les valeurs de R.Q.D des roches de la mine de BANGWE (cfr annexes). Jr. Sabu Munung Jr. Sabu Munung ~ 68 ~ 4.4.2.4. Classification de TERZAGHICette classification prend en considération la nature de la roche (R.Q.D) et aussi l'espacement entre les fractures. Tableau 6: Classification de TERZAGHJ
En ce qui concerne la RAT de la mine de BANGWE, la classification de TERZAGHJ donne la situation suivante, à partir des données de terrain ainsi que les valeurs de R.Q.D. Tableau 7: Classification de Terzaghi pour la RAT
69 Jr. Sabu Munung 4.4.2.5. Classification de Laufer-PocherElle est essentiellement utilisée pour permettre la prévision du stade de soutènement dans une mine souterraine. Cette classification est exprimée en terme de temps de demeure et de l'ouverture de l'ouvrage minier. Le temps de demeure est celui d'une quelconque ouverture effectuée dans la roche dépourvue de tout mode de soutènement. 4.4.2.6. Le R.S.R (Rock Structure Rating)Pour le comportement des masses rocheuses, le R.S.R considère deux sortes de paramètres très influençant lors des excavations ; il s'agit de : ? Paramètres géologiques tels que le type de roches, le modèle et l'orientation de joints, le type de discontinuités, les plis, les propriétés des matériaux constituant la roche ; ? Paramètres de construction tels que la dimension de l'excavation, la direction de la conduite, ainsi que les méthodes d'excavation. Remarque : les deux derniers groupes de classification ci-dessus, à savoir la classification de Laufer-Pocher et celle dite R.S.R, sont énumérées à titre indicatif ; elles ne font pas l'objet du présent travail. 4.4.2.7. Classification des massifs rocheux selon l'AFTESCette classification est celle qui donne une définition exhaustive des paramètres recouvrant toutes les qualités du massif ainsi que le mode de quantification qui soit le plus universel possible. 70 Tableau 8: Classification A.F.T.E.S selon l'intervalle entre les discontinuités
Tableau 9: Classification A.F.T.E.S selon l'intervalle entre les discontinuités de chaque famille
Ir. Sabu Munung Ir. Sabu Munung 71 Tableau 10: Classification A.F.T.E.S selon le nombre de familles des discontinuités
Au regard des observations géologiques telles que rencontrées à la mine de Bangwe, les classes suivantes peuvent être retenues d'après la classification selon l'A.F.T.E.S. Selon l'intervalle entre les discontinuités: nous retrouvons la classe ID5 de densité de discontinuités. Selon l'intervalle entre les discontinuités de chaque famille : nous retrouvons toutes les classes de discontinuités. Selon le nombre de familles des discontinuités : Classe N4B, cette classe nous donne trois (et plus) familles principales et de discontinuités diffuses. Ir. Sabu Munung 72 Tableau 11: Classification géo-mécanique RMR
Tableau 12: Significations des classes
Tableau 13: Classifications géo-mécaniques RMR
Ir. Sabu Munung 73 Tableau 14: Significations des classes
Tableau 15: Résumé des valeurs de RMR basées sur les carottes des trous des sondages
En fonction du RMR certains auteurs ont donnés des relations qui permettent d'estimer l'angle de frottement interne et la cohésion à partir des relations : Jr. Sabu Munung 74 ? Cohésion équivalente : Céq(kPa)=5RMR ce qui vaut 150 kPa pour notre cas en prenant la valeur minimale de RMR. ? Angle de frottement équivalent : Öéq(°)=31 Dans la conception du modèle il faut tenir compte de l'indice RMR pour déterminer la cohésion et c'est cette valeur de la cohésion qui interviendra dans l'étude de la stabilité. Et ces valeurs sont prises pour le cas de la RAT 4.4.2.8. Détermination des caractéristiques mécaniques du massif rocheuxSoit Cm et Öm la cohésion et l'angle de frottement interne des roches se trouvant dans le massif rocheux. Pour déterminer les propriétés
mécaniques Cm et Öm du massif rocheux, il est
nécessaire
Les valeurs de Cm et Öm sont déterminées par les formules suivantes : Cm = X.Cech Öm = XÖ .Öech ? Cm et Öm : cohésion en kg/cm et angle de frottement interne en degré du massif ; ? Cechet Öech : cohésion en kg/cm et angle de frottement interne en degré de l'échantillon ; ? X et XÖ : coefficients correctifs (sans unité) Ir. Sabu Munung 75 4.4.2.9. Coefficient d'affaiblissement structural du massif rocheuxLe coefficient d'affaiblissement structural du massif rocheux (X) est calculé en utilisant la formule :
a : coefficient dépendant de la résistance des roches et du caractère de fissuration. H : la hauteur moyenne du gradin (m). h : la distance moyenne entre les fissures (m). ? a= 4 (C>300kg/cm2) ; ? H = 10 m (hauteur des gradins) ; ? h = 1,30 m (voir paragraphe III.2.2) En remplaçant chaque terme de X dans la formule, nous retrouvons une valeur du coefficient d'affaiblissement structural du massif rocheux de la mine égale à 0,019. Les valeurs du coefficient « a » en fonction de la cohésion sont données dans le tableau 15. Tableau 15. Coefficient « a » en fonction de la cohésion C (Kamel et Walid, 2006)
4.4.2.10. Le coefficient de diminution de la valeur de l'angle de frottement interneGénéralement, la valeur du coefficient de diminution de la valeur de l'angle de frottement interne est prise égale à 0,8. (XÖ = 0,8). 4.4.2.11. Détermination de la cohésion du massif rocheuxLa cohésion de la formation rocheuse dans le massif est donnée par la relation suivante : Cm = X.Cech (20) ? Cech: cohésion de l'échantillon en kPa ; 76 ? X. : coefficient d'affaiblissement structural 4.4.2.12. Détermination de l'angle de frottement interne du massif rocheuxL'angle de frottement interne du massif rocheux est donné par la relation : Öm = XÖ .Öech Öech: angle de frottement interne de l'échantillon en degré ; XÖ : coefficient de diminution de la valeur de l'angle de frottement interne (0,8). Les valeurs de la cohésion et de l'angle de frottement interne du massif rocheux calculées sont données. Tableau 16 : Cohésion Cm et angle de frottement interne Öm des roches dans le massif rocheux des gradins.
Jr. Sabu Munung Ir. Sabu Munung 77 Conclusion partielleAu terme de ce chapitre consacré à l'étude géo-mécanique de la mine de BANGWE, il a été essentiellement question de ressortir les différentes caractéristiques des roches. L'étude des roches saines a permis de donner les différents paramètres de roches à partir des essais effectués sur les échantillons. Ces paramètres ont l'avantage de pouvoir être interprétés mécaniquement en vue de reconstruire une idée globale sur la nature physique du massif rocheux en place. C'est comme la densité ainsi que les différentes contraintes de rupture. L'angle de frottement interne et la cohésion ont également été calculés. Ils représentent en outre des paramètres qui servent à la connaissance de l'état physique du massif rocheux. L'étude des roches saines a également permis d'aboutir à une classification géo-mécanique des roches ; cette classification a cependant conduit à la conclusion telle que la roche en générale de la mine BANGWE, appartient à la classe 4A. De même, la densité des fractures est forte avec un faible coefficient d'affaiblissement structural. La classification RMR a conduit à la conclusion telle que notre massif est de mauvaise tenue en RMR mais il faut une parfaite connaissance de la nature du ciment car la tenue d'une roche dépend de son ciment. Jr. Sabu Munung 78 CHAPITRE CINQUIEME: ANALYSE DE LA STABILITE DE LA MINE DE BANGWE5.1. IntroductionChaque talus, de n'importe quelle raideur, représente dans certaines conditions un risque pour la sécurité des hommes ou des bâtiments, parce qu'il peut donner lieu à un glissement de terrains plus ou moins rapide. A cause de cela l'un des devoirs de l'ingénieur géologue et du géotechnicien est de s'assurer de la stabilité d'une pente ou d'un talus pour prévenir éventuels dégâts. Souvent il est très facile de déterminer la stabilité d'une pente sur la base de son apparence et de la connaissance de la roche en place; souvent certains indices indiquent le mouvement d'un talus, même un lent mouvement, et souvent un glissement de terrain a déjà causé des dévastations avant que les experts s'occupent de la sécurité. Pour s'assurer de la stabilité d'une pente il y a usuellement deux possibilités. y' La première est de faire une analyse mathématique de la stabilité après une reconnaissance soigneuse du sous- sol, qui reflète le degré momentané de la stabilité. y' La deuxième possibilité est d'installer un dispositif de contrôle qui peut identifier: ? L'état; ? Le mécanisme du mouvement; et ? Le changement temporaire des facteurs influençant la stabilité et qui sert de base pour des mesures de précaution effectives. En observant l'état d'un talus avant tout le développement temporaire des mouvements glissants est au premier plan. De l'information sur la vélocité du mouvement on peut estimer le danger qui vient du talus et si des mesures de précaution sont nécessaires et lesquelles. Souvent on ne peut pas identifier le mécanisme d'un mouvement seulement par une exploration géotechnique, au lieu de cela il doit être vérifié par des mesures géotechniques. Sans connaissance du développement du mouvement on ne peut pas faire un calcul de stabilité. Ainsi une bonne connaissance du risque « mouvements de terrain » doit permettre de répondre aux six questions reproduites ci-haut : Ir. Sabu Munung 79 5.2. Les mouvements de terrains
Ils sont essentiellement traduits par les affaissements et les mouvements de versants. Pour mieux appréhender la notion de mouvements de terrains, il est important de connaître au préalable le comportement des argiles et des sables, qui sont des matériaux susceptibles de subir dans certains cas, lesdits mouvements. Les sols argileux sont caractérisés par la plasticité du fait que les cristallites sont entourées par une fine pellicule d'eau adsorbée qui, lorsque son épaisseur est suffisante, leur permet de glisser les uns sur les autres, tout en gardant une liaison entre les grains. Quant aux sols sableux, ils sont généralement dépourvus de la cohésion lorsqu'ils sont complètement secs ou sursaturés ; mais à l'état intermédiaire, quand ils contiennent un peu d'eau, ils acquièrent une certaine cohésion qui disparait vite lorsqu'ils sont soumis à une vibration. 5.2.1. Classifications des mouvements de terrainsDe nombreuses classifications ont été proposées pour rendre compte de la diversité des mouvements de terrain. Les principaux critères de classification retenus sont: Ir. Sabu Munung 80 > Types de terrain affectés ; > Types de mouvements ; > Vitesse des processus ; > Taux de remaniement des matériaux après le mouvement. Les mouvements de terrain les plus fréquents sont classés en : > Glissements ; > Coulées ; > Ecroulement ; > Fluages. 5.2.2. Les glissementsIls se caractérisent par la translation latérale d'une certaine masse de matériaux au niveau d'une surface de rupture nettement individualisée et se produisent généralement dans des matériaux faiblement cohérents (marnes, argiles..). Les glissements sont les mouvements qui affectent le plus fréquemment les ouvrages de génie civil et génie minier. Selon la forme de la surface de rupture, on distingue trois types de glissements : > Glissement plan; > Glissement rotationnels simples; > Glissement rotationnels complexes (composés). 5.2.2.1. Glissement planIl se produit suivant un plan, au niveau d'une surface de discontinuité géologique : zone entre deux matériaux de nature différente, failles, plans de stratification. La ligne de rupture suit une couche mince de mauvaises caractéristiques sur laquelle s'exerce souvent l'action de l'eau. Une telle couche est appelée « couche savon ». 5.2.2.2. Glissements rotationnels ou circulairesLe terrain glisse le long d'une surface concave ayant la forme d'une cuillère. On distingue le glissement rotationnel simple et complexe (composé). 5.2.2.3. Glissement rotationnel simpleCe type de glissement est très fréquent. La surface de rupture à une forme simple et peut être assimilée à un cylindre. Dans un tel glissement, on distingue: au sommet des fissures de Ir. Sabu Munung 81 traction et un escarpement, correspondant au départ de la surface de glissement, et à la base un bourrelet formé par des matières glissées. Dans certains cas, la surface de rupture peut être assimilée à un cercle, d'où le nom de glissement circulaire. 5.2.2.4. Glissement rotationnel complexeCe type de glissement est rare. Il s'agit de glissements multiples emboîtés les uns dans les autres, dus souvent à la suppression de la butée provoquée par le glissement précédent, ce qui entraîne des glissements successifs remontant vers l'amont. 5.2.2.5. Les couléesElles se produisent à partir de matériel meuble, momentanément saturé en eau, prenant alors une consistance plus ou moins visqueuse, parfois proche de la fluidité. On distingue plusieurs types de coulées telle que : coulées boueuses (incluant coulée de blocs, de terre, de boue, lave torrentielle, avalanche de débris et se produisant surtout en montagne), coulées de solifluxion (déplacement lent des sols en milieu périglaciaire, résultant de l'instabilité de la partie dégelée du sol, en surface, au cours de l'été). 5.2.2.6. Les écroulementsCe sont des chutes soudaines de masses rocheuses. On utilise le terme de chute des pierres pour le détachement de quelques unités de volume inférieur à 1 dm2, ou chute de blocs pour un volume supérieur. Le terme écroulement est utilisé quand il s'agit de la chute soudaine d'une masse rocheuse qui se détache d'une paroi en se désorganisant. 5.2.2.7. Le fluageIl correspond à des mouvements lents, dus à des sollicitations proches de la rupture (domaine plastique). Dans l'exemple de la figure IV.1, le banc de marne flue sous le poids de la falaise calcaire. Ceci peut provoquer une fissuration du banc calcaire peu déformable et un risque d'écroulement de la falaise. Jr. Sabu Munung 82 Fissure Falaise calcaire Ventre
Figure IV.1. Exemple de fluage 5.3. Les phénomènes de ruptureDans les pentes naturelles, les ruptures sont souvent liées à un écoulement d'eau ou une érosion au pied du massif par une rivière ou par la mer. Des problèmes d'infiltration et d'érosion des berges sont rencontrés dans les digues des canaux ou des aménagements hydroélectriques. La rupture des grands barrages en terres et des retenues collinaires est souvent liée aux variations brutales du niveau des eaux lors des vidanges rapides. 5.3.1. Causes de ruptureLes principales causes de rupture sont les suivantes ? Les modifications du moment moteur; ? Les modifications des conditions hydrauliques; ? Les modifications des caractéristiques géotechniques du terrain. Ir. Sabu Munung 83 5.3.2. Facteurs de glissementSelon K. TERZAGHI (1950), les facteurs responsables peuvent être classés en deux groupes, selon qu'ils tiennent au contexte (causes externes) ou qu'ils affectent les qualités du matériau lui-même (causes internes). 5.3.2.1. Intervention des causes externesElles augmentent les contraintes de cisaillement sans que soit modifiée la résistance du matériau. Ce sera le cas si l'on surcharge le sommet d'un versant par apport de matériau. Comme autre cause externe de glissement on peut citer le cas particulier des tremblements de terre dont on tient compte en ajoutant aux forces agissantes un terme proportionnel au poids du terrain et à l'accélération horizontale du séisme prévu. 5.3.2.2. Intervention des causes internesElles provoquent un glissement sans qu'il y ait eu modification du site, ni tremblement de terre. Les contraintes de cisaillement n'ayant pas changées, c'est donc la résistance du matériau qui a diminué. L'infiltration de l'eau serait la principale cause susceptible d'affaiblir la cohésion du terrain. Il peut arriver aussi une dégradation notoire des qualités mécaniques du matériau. 5.4. Facteurs influençant la stabilité de talusPlus on a de connaissance des facteurs se répercutant sur la stabilité qui peuvent être la cause éventuelle du glissement, mieux on peut projeter l'emploi des instruments de contrôle d'un talus. Les facteurs les plus essentiels sont: 5.4.1. Changements de l'angle d'inclinaison du talusLeurs causes peuvent être naturelles ou artificielles (p. ex. des entamures de pied par suite d'érosion d'eau ou par excavations). L'augmentation du gradient de talus provoque un changement de la contrainte dans la roche, les contraintes de cisaillement plus hautes perturbent les conditions d'équilibre. Ir. Sabu Munung 84 5.4.2. Changements de la hauteur du talusL'érosion verticale ou des excavations provoquent une diminution des contraintes horizontales; cela mène à un relâchement des roches et à la formation des fissures parallèles à la pente, par lesquelles l'eau de surface peut facilement pénétrer dans le talus. Le relâchement peut très bien être pris avec des instruments de mesure de déplacement. 5.4.3. VibrationsDes tremblements de terre, des explosions ou des vibrations de machines peuvent détraquer l'équilibre d'un talus par suite de brefs changements des contraintes de la roche. Les vibrations changent la liaison intergranulaire dans le loess et dans le sable, diminuant la cohésion. Des sondes de vitesse de vibration placées au talus conviennent pour la mesure. 5.4.4. Changements de la teneur en eauDes précipitations et l'eau de fonte des neiges pénètrent dans les fissures et y provoquent une pression hydrostatique. La pression de l'eau interstitielle dans les sols augmente pendant que la résistance au cisaillement diminue. 5.4.5. L'effet des eaux souterrainesLes eaux souterraines coulantes produisent une pression de courant qui diminue la stabilité de la pente. Les changements soudains de la nappe d'eau provoquent des pressions de l'eau interstitielle. Résultat: liquéfaction des sols sablonneux. En outre le courant de l'eau souterraine peut laver des liants de grains solubles; résultat: réduction des caractéristiques mécaniques de la roche. Dans le sable fin et dans le silt le courant de l'eau souterraine provoque un lavage des grains fins, et ainsi une réduction de la stabilité de la roche. L'eau souterraine captive exerce aussi des pressions considérables sur le terrain sus-jacent et provoque ainsi une déstabilisation de la pente. 5.4.6. La nature des terrainsLa nature des terrains est un paramètre très important dont il faut tenir compte dans une étude de stabilité. Il s'agit principalement d'étudier la structure du massif et des caractéristiques physiques et mécaniques du terrain. 85 En ce qui concerne la structure du massif, l'étude des discontinuités du massif (fractures, plans de stratification, failles, fissuration) a une influence primordiale sur le calcul du coefficient de sécurité. En ce qui concerne les caractéristiques physiques et mécaniques, le paramètre physique pris en compte lors du calcul de la stabilité des talus est le poids volumique des terrains en place. Les caractéristiques mécaniques du terrain les plus importantes sont sa résistance au cisaillement qui nous permet de mesurer les caractéristiques de cisaillement (cohésion et angle de frottement interne). 5.5. Méthodes de calcul de la stabilité des talusLes méthodes de calcul de stabilité des terrains sont basées sur la constatation suivante : lorsqu'il y a glissement de terrain, il y a séparation d'une masse du sol du reste du massif et son glissement se fait suivant une surface de rupture. Ayant défini une surface de rupture « S », on étudie la stabilité de la masse (1) mobile par rapport au massif (2)
Figure Surfac de rupture Ir. Sabu Munung Il existe plusieurs dizaines de méthodes de calcul de stabilité ayant toutes des avantages et des inconvénients. Aucune n'est parfaite, car aucune ne tient compte de la déformabilité du sol. Pour évaluer la stabilité des talus par une méthode à l'équilibre limite, il existe des méthodes linéaires et non linéaires. Les méthodes linéaires sont des méthodes directes de calcul du coefficient de sécurité Fs et les méthodes non linéaires nécessitent un processus itératif. Ir. Sabu Munung 86 Dans ce travail, nous utiliserons les méthodes basées sur l'équilibre limite. La mise en équation du problème de l'équilibre d'une masse de sol peut se faire de deux manières : > Ou bien on étudie l'équilibre de l'ensemble de la zone de glissement. La ligne de rupture est ; la plupart du temps supposé circulaire. C'est la « méthode globale » (méthode de TAYLOR ; de CAQUOT ; de BIAREZ.....) ; > Ou bien on décompose le talus en tranches dont on étudie d'abord l'équilibre individuel, avant de globaliser le résultat en faisant intervenir certaines hypothèses simplificatrices ; c'est la « méthode des tranches » (méthode de FELLENIUS, méthode de BISHOP...). 5.5.1. Méthode des tranchesCette méthode consiste à considérer les forces qui tendent à retenir un certain volume de terrain, délimité par les forces libres du talus et une surface de rupture potentielle, et celles qui tendent à la mettre en mouvement. 5.6. Etude de la stabilité des talus rocheuxDans l'étude de la stabilité des talus rocheux nous distinguons essentiellement deux méthodes : > La méthode de l'équilibre limite, qui consiste à déterminer les conditions limites de stabilité, c'est-à-dire on détermine un coefficient de sécurité qui est en fait un rapport entre les forces ou les moments résistants et les forces ou les moments moteurs ; > La méthode par analyse des contraintes et déformations, dans cette méthode, on part de la répartition des contraintes et déformations pour apprécier l'état d'équilibre du massif. Ceci se fait par l'application des méthodes numériques tels que éléments finis, différences finies, éléments frontières,... Dans le cas de la méthode de l'équilibre limite, nous distinguons deux forces d'étudier la stabilité des talus : > L'étude de la stabilité des talus sur des surfaces de rupture planes ; et > L'étude de la stabilité des talus sur des surfaces de rupture circulaire. Le premier cas est souvent observé dans les roches, tandis que le second cas s'applique aux sols et aux roches fortement altérées. Jr. Sabu Munung 87 5.6.1. Etude de la stabilité des talus rocheux à surfaces de rupture planes5.6.1.1. Hypothèse de base? La rupture se produit par glissement le long d'une discontinuité généralisée mais plane, c'est une hypothèse conservatrice car on a toujours des redents. ? Le prisme glissant est monolithique, c'est-à-dire, il n'ya pas de déformations ni de rupture au sein du prisme glissant. Hypothèse optimiste car il ya toujours des ruptures internes. ? Les forces agissant suivant une résultante dont le vecteur est inconnu mais pas la grandeur, on néglige le moment. ? Le talus est considéré comme ayant la forme géométrique constante suivant la direction (analyse bidimensionnelle). 5.6.1.2. Glissement potentiel sur une discontinuité plane en dehors de la nappe phréatique
H (1) T Tr N W Soit un talus ci-dessus défini par l'angle de talus (), la hauteur du gradin (H), l'angle de glissement potentiel (). Le coefficient de sécurité Fs est donné par le rapport de la composante stabilisante (T') et la composante déstabilisante (T) soit T'
T = ? sin f; T' = ?.? + N tan q 88 ?.? + ????? + ???? ??? ? ????? ?.? ??? ???? + ? (???? - ????). ????. ??? (???? - ????). ???? ?? = ??? ? Ir. Sabu Munung ????
En analysant la formule du coefficient de sécurité Fs, on peut dire que la stabilité diminue lorsque la pente de la discontinuité est plus élevée. 5.6.1.3. Glissement potentiel sur une discontinuité plane en présence d'eau89 5.6.1.3.1. Pas d'exutoire au pied
?' = ? - ? ?' : C'est la force effective N : est la force totale.
? Sachant que ? = ?2 (cot ? - cot ?) En présence de l'eau, Fs devient : ?? = ???? ?????? ?(???? - ????)?? ?? ???? Ir. Sabu Munung Nous voyons que l'eau non drainée diminue le coefficient de sécurité, elle agit comme composante déstabilisante en diminuant la valeur de T'. Avec ?: la résultante des forces hydrostatiques. 90
5.6.1.3.2. Avec exutoire au pied et en tenant compte d'un tirant
? cos(? + ?) ?? = ????(? + ?), ????? ?????? ? +????(? + ?)???? + ?? ?' ???? ????? + ????(? + ? ? = ? = ????? (????? ) ??? + ?? ?? ???? ???(? + ?) ??? ?? + cos (? + ?) Si C=0 et que Fs=1, on est à la limite. Ir. Sabu Munung Jr. Sabu Munung 91 5.7. Calcul de la stabilité des talus5.7.1. Coefficient de sécurité? ??????? ??? ?????? ????????? ?? ????????? Le principe de calcul de stabilité des talus consiste à déterminer le facteur de sécurité F par lequel il faut diviser la résistance de la surface de glissement pour que la masse potentiellement stable soit à la limite de l'équilibre. Ce coefficient est défini comme étant le rapport du moment par rapport à un point fixe de la résultante des forces résistantes au glissement aux forces provoquant le glissement. Fs= ???????? ??? ?????? ?????????? ?? ???????? Théoriquement, le talus est dit stable si : y' Fs> 1. L'état d'équilibre limite (rupture) est obtenu lorsque F = 1. y' Mais dans la pratique, le coefficient Fs est compris entre 1,15 et 1,30 en tenant compte des facteurs suivants : > Les erreurs dues à l'exactitude des méthodes de calcul de la stabilité du bord ; > Les incertitudes expérimentales de la détermination des propriétés physicomécaniques des roches, comme par exemple la valeur moyenne du poids volumique des roches composant le massif ; > Les incertitudes de la détermination de l'influence de la fissurité ; > L'influence des charges dynamiques provoquées par le tir, par le mouvement des moyens de transport et par les séismes. On distingue deux démarches pour le calcul de facteur de sécurité : > Dans la première, le glissement a déjà eu lieu, il s'agit d'une valeur de Fs inférieure ou égale à 1 ; donc :Soit, on connait la surface exacte et on cherche à déterminer, pour Fs=1, les caractéristiques correspondantes ; Soit, on a les caractéristiques et on cherche à déterminer la surface de glissement. Ir. Sabu Munung 92 ? La deuxième, la plus fréquente, consiste à déterminer la marge de sécurité disponible et adapter les solutions adéquates pour améliorer la sécurité de l'ouvrage en répondant à des exigences en fonction de l'emploi des talus. 5.7.2. Choix de la valeur du coefficient de sécurité dans le calcul de la stabilitéLe facteur de sécurité minimal Fs adapté est assez rarement inférieur à 1,5. Il peut quelque fois être égal à 2 voire à 2,5 pour des ouvrages dont la stabilité doit être garantie à tout prix (grand risque pour les personnes) ou pour des méthodes dont l'incertitude est grande (analyse en contrainte totale avec risque d'erreur sur la valeur de la cohésion drainée Cu). Pour certains sites peu importants ou pour certains ouvrages courants, et lorsqu'il n'ya pas de risque pour la vie humaine on peut accepter des valeurs plus faibles pendant un moment très court ou pour des fréquences faibles ; 1,2 voire 1,1. Mais pour pouvoir se rapprocher ainsi de 1, c'est-à-dire de la rupture, il faut être sur de la validité des hypothèses et des paramètres adaptés, ce qui souvent est difficile en géotechnique. Le tableau ci-dessous nous donne les valeurs de Fs en fonction de l'importance de l'ouvrage et des conditions particulières qui l'entoure. Tableau 1 : Valeurs de Fs en fonction de l'importance de l'ouvrage et des conditions particulières qui l'entoure
La définition des seuils des acteurs de sécurité dépend de l'approche adoptée, des fréquences de sollicitations de l'ouvrage en question et du risque créé par la rupture. En condition normale, Fellenius propose un seuil égal à 1,25 alors que pour Bishop Fs=1,5. (L'approche de Fellenius est plus conservatoire que celui de Bishop). Ir. Sabu Munung 93 Sur base de formules utilisées dans certains paragraphes ci-hauts, nous pouvons calculer le coefficient de sécurité pour le cas de notre travail. Nous allons procéder de deux manières pour le calcul de ce coefficient de sécurité :
Nous pouvons avant calculer le facteur de stabilité qui est : Fs = R Avec :60: contrainte initiale et Rc : contrainte de rupture Rc =2C Cosv= 2.150 cos31 =561Kpa 1--sinv 1--sin 2a0 Rc Fs = ?? = yh. H =26.4.5= 132Oryh = D. ys = 2.64 x 1000 = 26.4KN/m 2 264 = 561,4 =0, 47 Calcul de facteur de sécurité Nous avons les données suivantes
Jr. Sabu Munung 94
En comparant ces deux valeurs du coefficient de sécurité trouvées, nous constatons que cette valeur diminue lorsqu'on tient compte de la présence de l'eau souterraine dans le massif rocheux ce qui explique que l'eau joue un rôle très important dans la stabilité des talus. D'une manière générale, la présence d'eau dans un terrain abaisse le coefficient de sécurité. Et la mine se trouve dans la stabilité à moyen terme Tandis que le facteur de stabilité nous montre que la mine est en instabilité permanente. 5.8. Analyse de la stabilité à l'aide du logiciel SLIDE 6.0Slide est un programme qui permet de faire une analyse de stabilité des talus en deux dimensions, par la méthode de l'équilibre limite, pour des surfaces circulaires ou non circulaires dans les roches et dans les sols. Les approches déterministe (calcul du facteur ou coefficient de sécurité) ou probabiliste (détermination de la probabilité de rupture) peuvent y être développées. C'est un programme très simple à utiliser, mais des modèles complexes peuvent y être crées et rapidement analysés. Slide comprend 3 modules principaux : ? Model ? Compute Ir. Sabu Munung 95 ? Interpret Model est le programme utilisé pour entrer et éditer les frontières du modèle, un chargement extérieur, les propriétés des formations, les conditions hydrauliques, la définition des surfaces de glissement et sauvegarder les fichiers input. ? La première de chose consiste à la
création d'un modèle Slide. Pour en arriver il ? Les segments supérieurs de cette frontière représentent la surface à analyser ; ? Les extensions de gauche, de droite et d'en bas sont arbitraires. Leurs dimensions sont choisies par le concepteur afin de s'assurer d'une analyse complète du problème Pour notre cas, nous avons utilisé les coordonnées X et Y reprises dans le tableau ci-dessous :
96
Avec ces coordonnées nous avons donc défini les frontières extérieures de notre modèle Slide pour l'ensemble des gradins de mine de BANGWE illustré ci-dessous.
La figure ci-dessous illustre le modèle slide pour la partie étudiée dans le cas de notre travail Jr. Sabu Munung Ir. Sabu Munung 97
La deuxième des choses consiste après avoir conçu le modèle à assigner aux matériaux rocheux leurs caractéristiques physico-mécaniques (la cohésion, l'angle de frottement interne et le poids volumique). Les caractéristiques physico-mécaniques utilisées pour notre cas sont telles que C=150 kPa, q=31° et y =26,4 kg/m3 (pour la RAT); ? Lorsque vous avez fini la création du modèle Slide et assigner les caractéristiques physico-mécaniques aux matériaux rocheux, vous devez tourner le programme Compute pour analyser le modèle, et enfin les résultats sont visualisés avec Interpret. ? La valeur du coefficient de sécurité adoptée est fonction de la méthode choisie. Slide offre la possibilité de choisir une ou plusieurs méthodes de calcul (Bishop simplifié, Janbu, Morgenstern-Price, Fellenius, Spencer,etc). Pour choisir une méthode, il suffit simplement de cochez la case à côté de la méthode. Sélectionnez : ? Analysis--Project--Settings Methods Cochez par exemple Bishop simplifié, Janbu et Spencer. ? Pour notre cas, nous avons choisi les méthodes de
Fellenius ordinaire et de ? Nous avons par la suite évalué la stabilité en faisant varier certains paramètres tels que l'angle du talus, la cohésion, l'angle du frottement interne, la hauteur du gradin et la largeur de la banquette de sécurité. La hauteur du gradin pour l'ensemble de la partie 98 étudiée est estimée à 5 m par gradin, la largeur de la banquette de sécurité est estimée à 5 m et l'angle du talus est de 74°. Cela étant, nous vous présentons les résultats d'analyse par ce qui suit : i. Analyse de la stabilité de la mine de BANGWE
Coefficient de sécurité obtenu de la méthode de Bishop simplifiée (FS=1,371960) Jr. Sabu Munung Jr. Sabu Munung 99
Variation du coefficient de sécurité le long de la surface du talus d'après la Bishop S.
Jr. Sabu Munung 100
Variation du coefficient de sécurité le long de la surface du talus par Fellenius Ordin 5.8.1. Analyse de la stabilité en fonction de la variation des paramètres géométriques du talus et géomécaniques du massif rocheux5.8.1.1. Influence de l'angle du talus sur le coefficient de sécurité
101 Tableau 3 : Variation du coefficient de sécurité en fonction de l'angle du talus
Jr. Sabu Munung Jr. Sabu Munung 102
Variation du coefficient de sécurité en fonction de la hauteur du gradin 6 5 4 3 2 1 Co effi cie nt de séc uri té 0 Fs Fellenius ordinaire Fs Bishop simplifiée
5.8.1.2. Influence de la hauteur du gradin sur le coefficient de sécuritéTableau 4 : Variation du coefficient de sécurité en fonction de la hauteur du gradin
Jr. Sabu Munung 103
2,70921 6,23738 4,53788 Variation du coefficient de sécurité en fonction de la largeur de la banquette de sécurité
Fs Fellenius Ordinaire Fs Bishop simplifiée 10 14 6 2,81733 4,62185 6,3285 5.8.1.2. Influence de la largeur de la banquette de sécurité sur le coefficient de sécuritéJr. Sabu Munung 104 Tableau 5.De variation du coefficient de sécurité en fonction de la largeur de la banquette de sécurité
Variation du coefficient de sécurité en fonction de l'angle de frottement interne de la roche ( ö ) 4 Co effi cie nt de séc uri té 3 , 5 0 Fs Fellenius Ordinaire Fs Bishop simplifiée
3 2 , 5 2 1 , 5 1 0 , 5 5.8.1.3. Influence de l'angle de frottement interne sur le coefficient de sécuritéJr. Sabu Munung 105 Tableau 6 : Variation du coefficient de sécurité en fonction de l'angle de frottement interne
Jr. Sabu Munung 106
Variation du coefficient de s é curit é en fonction de la coh é sion(C) 3 , 5 coef ficie2 , 5 nt de sécu 3 2 rité 1 , 5 1 0 , 5 0 Fs Fellenius ordinaire Fs Bishop simplifiee
Influence de la cohésion de la roche sur le coefficient de sécurité Tableau 7 : Variation du coefficient de sécurité en fonction de la cohésion
Jr. Sabu Munung 107
Tableau 8.Du Variation du coefficient de sécurité en fonction de la largeur banquette de sécurité
Ir. Sabu Munung 108 CHAPITRE SIXIEME : CONCEPTION GEOMECANIQUE DES TALUS
DES MINES A CIEL
| |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
|
Echelle |
Conséquence de la rupture |
FS (min) statique |
FS (min) dynamique |
PF (max) P (FS=1) |
|
Banc |
Faible-Elevée |
1.1 |
NA |
25-50 % |
|
Inter-rampe |
Faible |
1.15-1.2 |
1.0 |
25 % |
|
Moyenne |
1.2 |
1.0 |
20 % |
|
|
Élevée |
1.2-1.3 |
1.1 |
10 % |
|
|
Globale |
Faible |
1.2-1.3 |
1.0 |
15-20 % |
|
Moyenne |
1.3 |
1.05 |
10 % |
|
|
Élevée |
1.3-1.5 |
1.1 |
5 % |
Une autre approche permettant d'intégrer la variabilité structurale inhérente au massif rocheux fracturé est la modélisation des réseaux de fractures (DFN). Toujours sur la base des équilibres limites, l'utilisation de ce type d'approche pour analyser la stabilité structurale des talus rocheux à l'échelle des gradins miniers et des talus entre piste est de plus en plus courante dans l'industrie minière. Cette approche offre, en plus de la détermination des facteurs de sécurité et des probabilités de rupture associées aux approches probabilistes, la possibilité de déterminer de manière réaliste la taille et la probabilité d'occurrence des instabilités structurales.
Jr. Sabu Munung
114
Pour l'ensemble des approches présentées, il faut cependant prendre garde à la simplicité apparente de la notion de facteur de sécurité et ne pas oublier la schématisation brutale des processus de déformation et de rupture étudiés par ces méthodes. En particulier, la notion de déformation progressive limitée ou de rupture progressive n'est pas du tout prise en compte.
Calculer les déformations d'un massif rocheux, en réponse à une sollicitation mécanique ou hydraulique qui lui est imposée, nécessite un niveau de connaissance élevé sur les objets géomécaniques en présence (géométries de ces objets, hétérogénéités et anisotropies, lois de comportements mécaniques), sur les conditions initiales (états de contraintes dans les massifs, etc.) et sur les conditions aux limites (conditions mécaniques et hydrauliques).
Tous les massifs présentent des aspects qui les rapprochent des milieux continus (sols en général) ou bien qui les rapprochent des milieux discontinus (massifs rocheux en général). Suivant que le comportement du massif soit principalement contrôlé par son aspect de milieu continu ou son aspect de milieu discontinu, on fera appel soit à des modèles physiques (et les méthodes numériques associées) relevant de la mécanique des milieux continus (calculs par éléments finis ou en différences finies), soit à d'autres modèles et d'autres méthodes numériques relevant de la mécanique des milieux discontinus (calcul par éléments distincts).
À partir de ces résultats, il est possible de donner une évaluation de l'état de stabilité du massif, de préconiser des modifications du projet (angles de pente des talus, concavité ou convexité des profils en travers des talus, concavité ou convexité en plan des talus, visant à limiter l'apparition de contraintes trop élevées en certaines zones du massif) ou de proposer des méthodes de confortement judicieusement dimensionnées telles que renforcements mécaniques ou drainage.
Ir. Sabu Munung
115
En général, une étude de stabilité de talus fera référence à différentes méthodes de confortement permettant d'optimiser le projet de mine ou de carrière. En effet, à sécurité égale, on peut définir plusieurs dimensionnements de talus, intégrant ou non des dispositifs de confortement. Les taux de découverture correspondants et les coûts additionnels de ces dispositifs de confortement doivent être considérés dans une même approche économique du problème. Ces coûts additionnels correspondent à :
? Des volumes de matériaux stériles à extraire de la fosse (inclinaison plus faible de l'angle de talus ou déchargement en tête des talus), puis à stockeren verse;
? Des volumes de matériaux de remblai à placer en pied de talus ;
? Des travaux de drainage de surface en limite d'emprise ou de rabattement de nappe
par galeries de drainage et drains, puits de pompage, drains subhorizontaux ;
? Des travaux de renforcement mécanique par boulons d'ancrage et câbles cimentés dans les roches ou clouage des sols.
La décision finale appartient à l'exploitant, mais le spécialiste de stabilité de talus peut proposer différents scénarios et chiffrer les gains ou pertes de stabilité correspondante, ainsi que les coûts de ces dispositifs et de leur mise en oeuvre.
Enfin, dans bien des cas, une surveillance des talus faisant appel à une large panoplie de dispositifs d'auscultation pourra être recommandée: suivi topographique, contrôle de niveaux piézométriques, mesures de déplacements et de déformation en forage, etc.
Pour tous les « grands ouvrages » miniers ou de génie civil, la surveillance est devenue l'alliée de la modélisation et des calculs. Si, à ce sujet, un investissement initial important doit être fait au début de la vie de l'ouvrage, c'est ensuite un dialogue continu qui doit s'établir entre la mesure et le calcul, les résultats devant être analysés dans un cadre géologique bien compris. Il en résulte toujours un bénéfice pour l'exploitant, sur le plan économique et sur le plan de la sécurité.
L'objectif principal de tout système de surveillance est de détecter les déformations, leur amplitude et leur direction. Les données recueillies à l'aide de ces systèmes sont également cruciales car elles peuvent être utilisées pour définir la relation entre les mouvements verticaux et horizontaux, pour déterminer l'influence du temps et aussi surveiller et prévoir les dommages induits par les déformations.
Ir. Sabu Munung
116
Historiquement, une grande variété de techniques de mesure a été utilisée pour surveiller les déformations en mine. Les principaux instruments de contrôle des déformations locales sont les extensomètres, les fissuromètres et les inclinomètres.
Les extensomètres mesurent le déplacement axial entre un nombre de points de référence placés le long de la même ligne de mesure. Les extensomètres peuvent être installés soit sur la surface de la pente ou à l'intérieur d'un trou de forage.
Les fissuromètres sont des outils utiles dans le cas où une fissuration précoce a pu être observée. Ces dispositifs permettent de mesurer le déplacement entre deux points situés de part et d'autre d'une fissure qui montre des signes d'ouverture. Ils sont largement utilisés en raison de leur faible coût et de leur facilité de mise en oeuvre.
Les inclinomètres sont utilisés pour mesurer la déformation d'un sondage initialement vertical. La mesure est obtenue à l'aide d'une sonde contenant un clinomètre. Il existe plusieurs types d'inclinomètres en fonction des capteurs de mesure utilisés : les capteurs à corde vibrante, capteurs à corde différentielle, les servo-accéléromètres ou les cellules électrolytiques à activation gravitaire.
Les piézomètres sont également d'une importance capitale car ils mesurent la pression interstitielle de l'eau souterraine dans la structure géologique.
L'augmentation de pression interstitielle est en effet l'un des principaux facteurs déclenchants des instabilités de pente.
Pour une surveillance à grande échelle, les niveaux, les théodolites, les distancemètres électroniques (EDM) et les stations totales permettent de mesurer à la fois les coordonnées et les déplacements de cibles, et de contrôler plusieurs points ensemble. La photogrammétrie aérienne ou terrestre est utilisée pour déterminer les coordonnées de points, construire des cartes topographiques, des coupes transversales des déformations ainsi que les vecteurs des mouvements.
Ir. Sabu Munung
117
Les techniques de surveillance de déformation en mine sont généralement basées sur la détermination de déplacements relatifs entre différentes stations d'un réseau de mesure. Les méthodes classiques comprennent le nivellement par station totale, les systèmes GPS (Global Positioning System), la télédétection laser (LiDAR) à partir de stations terrestres fixes (TLS) ou aéroporté (ALS) et la cartographie aérienne par photogrammétrie. Plus récemment les techniques de radar (SlopeStability Radar) et des techniques basées sur l'interférométrie radar différentielle (InSAR) ont été développées pour la surveillance des talus de mine à ciel ouvert.
Les difficultés de dimensionnement résultent de diverses causes :
a) La connaissance géologique, géotechnique et hydraulique du massif était trop sommaire au moment des études, parce que des moyens insuffisants ou inadaptés ont été consacrés à la reconnaissance du massif. Le géologue, connaissant la géologie régionale du massif: sait reconnaître la variabilité des structures et des matériaux et orienter en conséquence les travaux de reconnaissance. Cependant, dans certains gisements, une trop grande variabilité ne permet pas de réaliser toutes les investigations géotechniques nécessaires. Une variation insoupçonnable de la structure géologique ou des paramètres mécaniques des matériaux peut cependant se présenter.
b) Les mécanismes de déformation et de rupture les plus critiques étaient mal identifiés. Ainsi, un niveau de faible épaisseur, tel qu'un remplissage argileux de fracture a pu être négligé, alors que, de par ses faibles caractéristiques mécaniques et sa grande extension latérale (difficile à apprécier en sondage), il a pu jouer un rôle fondamental dans un mécanisme de rupture de grande ampleur. Parfois, la difficulté dans l'identification même du matériau en sondage peut conduire à tort à l'écarter de l'analyse. Tel système de discontinuités a pu conduire à un mécanisme de rupture spécifique qui n'a pas été identifié, car la hiérarchisation des familles résultant
Ir. Sabu Munung
118
de l'histoire tectonique du massif n'était pas prise en compte. Enfin, dans les massifs rocheux, la matrice rocheuse elle-même peut contribuer à rendre certains mécanismes de rupture possibles et parfois difficiles à identifier.
c) L'analyse mécanique et les logiciels de calcul mis en oeuvre ne sont pas adaptés aux mécanismes de rupture potentiels. Ainsi, bien souvent, des études de stabilité de sol ne comportent que des cercles de ruptures, alors que le mécanisme de rupture circulaire peut n'être qu'un mécanisme possible parmi beaucoup d'autres. Les logiciels utilisés peuvent être mal adaptés au mécanisme de rupture susceptible de se développer dans le talus. Pour des calculs en déformation, on aura pu mal apprécier le caractère « dominant » du massif: milieu continu ou milieu discontinu et utiliser un type de logiciel inadapté. Il va de soi que plus le milieu géologique est complexe, donc sa modélisation délicate, plus le dimensionnement doit se en utilisant l'ensemble des approches discutées.
Les prochaines sections présentent quelques-uns des principaux défis que devront relever les géomécaniciens miniers au cours des prochaines années afin d'améliorer la conception géomécanique des talus des mines à ciel ouvert.
La pratique actuelle dans l'industrie minière est d'attribuer un niveau de confiance à la caractérisation des ressources minérales.
Puisque les propriétés géomécaniques influencent directement le calcul des réserves minières, la même catégorisation, avec des niveaux de confiance similaires, devrait être utilisée pour caractériser ces données.
Actuellement, peu de travaux sont réalisés afin de quantifier le niveau de confiance des données géotechniques sur un site minier. Certains travaux ont porté sur des propriétés
Jr. Sabu Munung
119
bien spécifiques telles que la résistance en compression uniaxiale , mais cette pratique doit être généralisée à l'ensemble des propriétés des modèles géotechniques.
Les développements récents de plusieurs méthodes numériques sont très prometteurs, notamment les approches couplées DFN-DEM. Cependant, ces approches devront être validées rigoureusement à l'aide d'analyses de cas de ruptures complexes et ce à l'échelle des ouvrages miniers avant de pouvoir être utilisées pour la conception des talus miniers.
La modélisation des processus couplés (hydromécanique) n'est pas encore parfaitement maitrisée. Une modélisation adéquate de ces processus s'avère particulièrement importante dans le contexte actuel où les fosses très profondes sont désormais une réalité de l'industrie, rendue possible notamment par l'accroissement récent de la taille et des performances des équipements miniers.
Actuellement, la conception géomécanique et l'optimisation économique des fosses sont réalisées en parallèle sans véritable synergie entre les deux processus.
Une approche devrait être développée pour intégrer sur une même plateforme les différentes composantes d'un modèle géotechnique. Actuellement, sur les sites miniers, une quantité importante de données géotechniques est amassée, mais le stockage et l'utilisation efficaces de ces données sont rares. Le modèle géotechnique devrait être facile à utiliser par les géologues, géomécaniciens et ingénieurs planificateurs. Certains travaux ont été réalisés afin de permettre une meilleure intégration des analyses géomécaniques à la planification minière . Ces travaux utilisent le modèle numérique de terrain (MNT) de la fosse ultime pour réaliser, à l'échelle des gradins, des analyses structurales de la stabilité. Cependant, la pratique actuelle n'intègre pas pleinement les considérations économiques à l'analyse de la stabilité des talus.
Jr. Sabu Munung
120
Figure 3 Photo de vue de la mine de BANGWE
La mine à ciel ouvert de BANGWE a modérément un complexe géologique et donc des domaines géotechniques étaient créés dans le but d'obliger le design pour les différentes portions de la carrière renfermant les matériaux similaires, ainsi que les caractéristiques géologiques et structurales similaires.
121
Ir. Sabu Munung
PROCEDE DE DESIGN DE TALUS CONCU POUR BANGWE
Jr. Sabu Munung
122
Au terme de notre travail consacré à l'analyse de stabilité et caractérisation géomécanique des roches de la mine de BANGWE, il s'avère que cette étude ne s'est réalisée dans la mine à cause des résultats obtenus du radar. La mine à ciel ouvert de BANGWE est subdivisée en trois phases d'exploitation (Cut1, Cut2 et Cut3). Notre étude a porté sur la première phase d'exploitation.
L'analyse statistique des données des plans de cassures par rosace de fréquence a été portée sur deux groupes de mesures structurales, dont le premier concerne les cassures levées de la mine où nous retrouvons les données sur toute la mine et le second concerne les cassures levées des sondages géotechniques effectués dans la mine. Cette analyse dans tous les deux cas nous a donné une direction préférentielle oscillant entre N110°E à N120°E qui a été confirmée par l'histogramme de fréquence qui situe cette direction préférentielle dont l'intervalle des classes est [110,120[. Le traitement des cassures à l'aide des canevas stéréographiques a fait ressortir deux plans cozonaux avec un angle de frottement interne structural y compris un plan de glissement potentiel et des plans préférentiels des cassures de :
Les échantillons des roches extraits de sondages géotechniques effectués dans la mine ont permis de déterminer les caractéristiques physique et mécanique à partir de l'essai de compression uniaxiale et de l'essai de traction par fendage (essai brésilien). Lesdites caractéristiques déterminées sont telles que : la résistance à la compression uniaxiale óc=150MPa, la résistance à la traction ót=17,116 MPa et l'angle de frottement interne ?=31°. La valeur de la cohésion a été déterminée sur base de la classification de RMR.
Ce qui vaut 150 kPa pour notre cas en prenant la valeur minimale de RMR.
L'étude des roches saines a également permis d'aboutir à une classification géomécanique des roches ; cette classification a cependant conduit à la conclusion telle que la roche de la mine de BANGWE, appartient à la classe 4A. De même, la densité des fractures est forte avec un faible coefficient d'affaiblissement structural.
Le calcul du coefficient de sécurité dans le cas d'un glissement plan nous a donné deux valeurs distinctes de FS selon que l'on tient compte de l'eau dans le calcul ou pas. Nous avons trouvé :
Jr. Sabu Munung
123
> Fs lorsqu'on fait abstraction de l'eau dans le calcul ; lorsqu'on tient
compte de l'eau dans le calcul.
De ces résultats ressort que la mine de se trouve dans un état de stabilité à moyen terme avec 1,3<Fs<1,5. Et le facteur de stabilité nous démontre que la mine est instable
L'analyse de la stabilité à l'aide du logiciel Slide Version 6.0, a décelé un écart dans les résultats du coefficient de sécurité selon les deux méthodes utilisées. Ainsi :
> Pour la mine, FS=2,772830 pour Fellenius et FS=2,909530 pour
Bishop
lorsqu'on ne tient pas compte de la présence de l'eau.
> Dans l'ensemble des gradins nous retrouvons une valeur de
FS=1,301740
pour Fellenius et Fs=1,371960 pour Bishop;
La valeur du coefficient de sécurité retenue est FS=2,06 lorsque l'on ne tient pas compte de la présence de l'eau dans le calcul mais lorsq'on tient comppte de l'eau Fs=1.4 . L'eau joue un rôle important dans la stabilité de la mine. C'est pourquoi il faut un modèle hydrogéologique efficace pour réduire son effet dévastateur dans les ouvrages miniers.
Un constat a été fait lors de l'analyse de la stabilité de la mine en faisant varier certains paramètres géométriques du talus tels que la hauteur du gradin et l'angle du talus :
> La variation du coefficient de sécurité Fs en fonction de l'angle du talus (á) est une fonction décroissante. Le coefficient de sécurité diminue quand l'angle du talus (á) augmente dans l'intervalle de 30°-90°. Par exemple pour á =30°, FS=24,407 avec la méthode de Fellenius ordinaire et FS=24,4601 avec la méthode de Bishop simplifiée. Plus á augmente plus FS diminue ;
> La variation du coefficient de sécurité Fs en fonction de la hauteur du gradin (H) est une fonction décroissante. Le coefficient de sécurité diminue quand la hauteur du gradin (H) augmente dans l'intervalle de 5-30 m. Par exemple pour H =5m, FS=5,63122 avec la méthode de Fellenius ordinaire et FS=4,996420 avec la méthode de Bishop simplifiée;
> La variation du coefficient de sécurité Fs en fonction de la largeur de la banquette de sécurité (L) est une fonction croissante. Le coefficient de sécurité augmente avec la largeur de la banquette de sécurité (L). Par exemple pour L =14 m, FS=6,3285 avec
Jr. Sabu Munung
124
la méthode de Fellenius ordinaire et FS=6,23738 avec la méthode de Bishop simplifiée ;
? Les propriétés géomécaniques intrinsèques à la roche sont très caractéristiques de sa stabilité. La variation du coefficient de sécurité Fs en fonction de la cohésion et de l'angle du frottement interne de la roche est une fonction croissante
Les propriétés physico-mécaniques intrinsèques de la roche sont appréciables, cependant les paramètres géométriques des talus doivent être revus ou redimensionnés en vue d'assurer la stabilité à long terme de la mine de Bangwe. En dépit des paramètres géométriques des talus rocheux critiques, deux alternatives sont à évoquer :
? La première alternative consiste à réduire la hauteur du gradin jusqu'à 5m pour stabiliser le massif rocheux ;
? La deuxième alternative consiste à réduire l'angle du talus jusqu'à 65° pour stabiliser ou encore jusqu'à 45° dans ce cas la stabilité de la mine sera garantie à long terme.
Ainsi pour augmenter la stabilité des talus rocheux de la mine de BANGWE, nous proposons l'aplatissement du talus: cette technique consiste à diminuer le poids du massif rocheux qui a tendance à glisser et est aussi économique que la première. A cela s'ajoutent :
Les ancrages : ces techniques peuvent retenir des massifs rocheux beaucoup plus importants, vue la profondeur du scellement et les efforts qui peuvent être mobilisés ; ils permettent dans ce cas de réduire le risque de basculement des massifs rocheux (TopplingFailure) ;
Un modèle hydrogéologique complet et efficace.
Enfin, cette oeuvre ne verrouille pas les portes du savoir, mais c'est juste une ébauche pour les futures chercheurs.
Ir. Sabu Munung
125
LIVRES CONSULTES
1. Cojean R. (1998) : Stabilité des talus de carrières et mines à ciel ouvert, principes de dimensionnement, pp. 212-233 ;
2. DAVID WOOD and JOHN BEESON (2009 ): Pit Mapping compaign at Frontier Mine ,Democratic Republic of Congo, p.69.
3. D.George Price, (2009): Engineering geology-principles and pratice, springer, p.460.
4. D. HANTZ (1987), description structurale des massifs rocheux, Ecole polytechnique de l'Université de Grenoble.
5. D. HANTZ (1987) : La conception géomécanique des talus des mines à ciel ouvert, Industrie minérale, Les techniques, pp. 356-362 ;
6. D. HANTZ (1987) : Ingénierie des pentes rocheuses naturelles et artificielles, Les techniques de l'industrie minérale, pp. 66-74.
7. DEERE (1963): Technical description of rock cares for engineering purposes, Rock mech. And Eng. Geo;
8. Denise Pascoe, (2009) : Stereographic analysis, p.75.
9. E. HOEK (2006): Pratical rock engineering, Canada, V7R 4X1, p.342.
10. E. HOEK (2009): Fundamentals of Slope design;
11. E. HOEK, Rock engineering,
12. François MARTIN (2005), Notions de mécanique des roches, CETU, p.29.
13. Jean François M. (2009) : Géologie structurale, université Jean Monnet Saint Etienne, p.122.
14. J.N de la vergne ; (2003) : Hard rock ; miner's, 3ème édition Mcintosh engineering, p.330.
15. Kamel .M et walid C. (2006) : Etude géotechnique de la stabilité des talus dans la carrière de Ain EL Kebira (setif), Université Ferhat Abbes ,p. 84.
16. Martin.F, SAITTA A. (2006) : Mécanique des roches et travaux souterrains, CETU ;
17. M.CHALHOUB (2010), Massifs rocheux-homogénéisation et classification numérique, presses des mines, Paris cedex 06 ;
18. Wylie,D.C et Mah,C.W (2004) : Rock slope engineering,4ème édition, SponSpress.
19. Michel Chalhoub (2010) : Massifs rocheux, Homogénéisation et classification numérique
126
MEMOIRES CONSULTES
1. MBENDJE NYANGE C. (2014): Etude géostructurale et géomécanique du flanc Nord-Est de la mine de KAMFUNDWA-Phase B, p.79.
2. MISANO KABWADI R. (2002) : Etude de la stabilité du flanc Est de la mine de l'étoile, p.94.
THESE CONSULTEE
3. Louis KIPATA M. (2013): Brittle tectonics in the Lufilian fold-and-thrust belt and its foreland, p.182.
Jr. Sabu Munung
Ir. Sabu Munung
127
EPIGRAPHE i
DEDICACE ii
AVANT-PROPOS iii
INTRODUCTION GENERALE 1
CHAPITRE PREMIER : GENERALITES SUR LA MINE DE BANGWE 4
1.1. Cadre géographique 4
1.1.1. Localisation 4
1.1.2. Géomorphologie 5
1.1.3. Hydrographie 5
1.1.4. Climat et végétation 5
1.2. Cadre géologique de Bangwe 6
1.2.1. La lithostratigraphie du Katanguien 6
L'ALTERATION DE LA ROCHE DU MASSIF DE BANGWE 10
2.1. Lithologie rencontrée à BANGWE 10
2.1.1. Roches Argilo-Talqueuses (RAT) 10
2.1.2. Dolomies stratifiées (Dstrat) 10
2.1.3. Roches siliceuses feuilletées (RSF) 10
2.1.4. Les roches siliceuses cellulaires (RSC) 11
2.1.5. Shales dolomitiques (SD) 11
2.1.6. Les Calcaires à Minéraux Noirs (CMN) 11
2.1.7. Les Roches Gréseuses Siliceuses (RGS) 11
2.1.8. Le Mwashya 11
2.2. Tectonique 12
2.3. Altération 14
CHAPITRE TROISIEME: ETUDE GEOSTRUCTURALE DE LA MINE DE BANGWE 18
3.1. Introduction 18
3.2. Types des discontinuités 18
3.3. Caractéristiques individuelles des discontinuités 19
3.3.1. Etendue ou extension 19
3.3.2. Ouverture 19
3.4. Structure du massif 22
3.4.1. Organisation des discontinuités et familles directionnelles 22
3.4.2. Densité de fracturation 23
3.5. Organisation des discontinuités et familles directionnelles 26
3.6. Projections stéréographiques 27
Ir. Sabu Munung
128
3.7. Présentation des résultats 29
3.8. Traitement des données 44
3.9. Rosace des fréquences 46
3.10. Projection stéréographique 47
CHAPITRE QUATRIEME: ETUDE GEOMECANIQUE DES ROCHES DE LA MINE DE BANGWE 52
4.1. Introduction 52
4.2. Propriétés physico-mécaniques des roches 53
4.2.1. Propriétés physiques des roches 53
4.3. Propriétés mécaniques des roches 55
4.3.1. La résistance à la compression 55
4.3.2. La résistance à la traction 57
4.3.3. Fissuration des roches 58
4.4. Classification géomécanique des roches 59
4.4.1. Paramètres de classification 60
4.4.2. Classification proprement dite des roches 66
5.1. Introduction 78
5.2. Les mouvements de terrains 79
5.2.1. Classifications des mouvements de terrains 79
5.2.2. Les glissements 80
5.3. Les phénomènes de rupture 82
5.3.1. Causes de rupture 82
5.3.2. Facteurs de glissement 83
5.4. Facteurs influençant la stabilité de talus 83
5.4.1. Changements de l'angle d'inclinaison du talus 83
5.4.2. Changements de la hauteur du talus 84
5.4.3. Vibrations 84
5.4.4. Changements de la teneur en eau 84
5.4.5. L'effet des eaux souterraines 84
5.4.6. La nature des terrains 84
5.5. Méthodes de calcul de la stabilité des talus 85
5.5.1. Méthode des tranches 86
5.6. Etude de la stabilité des talus rocheux 86
5.6.1. Etude de la stabilité des talus rocheux à surfaces de rupture planes 87
5.7. Calcul de la stabilité des talus 91
5.7.1. Coefficient de sécurité 91
Ir. Sabu Munung
129
5.7.2. Choix de la valeur du coefficient de sécurité dans le calcul de la stabilité 92
5.8. Analyse de la stabilité à l'aide du logiciel SLIDE 6.0 94
5.8.1. Analyse de la stabilité en fonction de la variation des paramètres géométriques
du talus et géomécaniques du massif rocheux 100
CIEL OUVERT : CAS DE LA MINE DE BANGWE 108
6.1. Introduction 108
6.2. Conceptions de talus 108
6.2.1. Création d'un modèle géotechnique par l'observation et la mesure 108
6.3. Détermination des mécanismes potentiels de déformation et de rupture et
modélisation : calculs de stabilité et calculs en déformation 110
6.3.1. Calculs à la rupture 112
6.3.2. Calculs en déformation 114
6.3.3. Méthodes de confortement et de surveillance 114
6.4. Difficultés de dimensionnement et défis de la conception géomécanique 117
6.4.1. Difficultés 117
6.4.2. Les défis 118
6.4.3. Quantification de la fiabilité des données géotechniques 118
6.4.4. Modélisation numérique 119
6.4.5. Intégration des aspects économiques et géomécaniques 119
6.5. MODELE GEOTECHNIQUE DES TALUS DE LA MINE 120
CONCLUSION GENERALE 122
BIBLIOGRAPHIE 125
