Étude de L'effet Du Sautage Adouci Sur La Fracturation Des Parois D'une Excavation Souterraine

RECHERCHES
TUDES ET
tude de leffet du sautage
adouci sur la fracturation
des parois dune excavation
souterraine
Richard Simon
Aot 2002 R-310 RAPPORT

LInstitut de recherche Robert-Sauv
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en sant et en scurit du travail,
aot 2002.
RECHERCHES
TUDES ET
tude de leffet du sautage
adouci sur la fracturation
des parois dune excavation
souterraine
Richard Simon
Dpartement des gnies civil, gologique et des mines, cole Polytechnique
RAPPORT
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Cette tude a t finance par lIRSST. Les conclusions et recommandations sont celles de lauteur.
SOMMAIRE
Dans les mines souterraines, les chutes de terrain demeurent encore aujourd'hui une cause
importante d'accidents mortels et autres accidents graves. L'caillage et l'installation du
soutnement sont les activits qui prsentent le plus de risques de blessures lies aux chutes de
roches. En effet, celles-ci ncessitent que le travailleur soit expos un massif rocheux non
soutenu o des roches peuvent se dtacher du toit.
Trois facteurs principaux affectent la difficult des oprations d'caillage et d'installation du

soutnement: l'tat initial du massif rocheux et les structures gologiques, les contraintes induites
la paroi de la galerie pouvant amener des instabilits, et l'endommagement caus par le sautage.
Il est thoriquement possible de rduire l'endommagement caus par le sautage par de meilleures
techniques de sautage, tel que le sautage adouci, et rduire ainsi les risques de chutes de roches.
L'objectif principal de ce projet tait d'valuer le gain la stabilit des parois par la technique du
sautage adouci. Cependant, l'endommagement des massifs rocheux est difficile mesurer de
faon absolue. Dans ce projet, une valuation de l'endommagement au toit d'une galerie a t
ralise de faon comparative pour un patron de forage conventionnel et pour un patron de
forage adouci la mine Richmont - division Francoeur. L'tude a t ralise sur une portion de
galerie de ventilation longue de 24 m avec cinq voles pour chaque patron.
Pour valuer l'avantage de l'utilisation du sautage adouci, plusieurs indicateurs ont t utiliss et
des mesures ont t effectues incluant une tude de temps et de cots, une valuation des
difficults lors de l'caillage et de l'installation du soutnement, des observations la camra
dans des trous de forage, des mesures au dilatomtre et des essais en laboratoire. Les indicateurs
utiliss ont montr une amlioration moyenne de 3 14% selon l'indicateur utilis. De plus,
l'endommagement tant trs influenc par la qualit initiale du massif rocheux, l'amlioration est
de 20% 48% si l'on ne compare que les zones de qualit similaire.
Tous les indicateurs utiliss pour comparer l'endommagement ont t favorables au patron
adouci. Il est donc clair que cette technique lors du percement de galerie peut amener des gains
importants au niveau de la scurit des travailleurs en rduisant le risque de chutes de roches lors
de l'installation du soutnement et en augmentant la stabilit des excavations.
i
ABSTRACT
In underground mines, rockfalls are still today an important cause of fatalities and other serious
injuries. Scaling and ground support installation are activities where the risk of rockfalls is high.
These activities require that workers be exposed to an unsupported back where rocks can fall
from the roof of the excavation.
Three main factors affect the difficulty of these operations: the initial state of the rock mass and
geological structures, the induced stress at the excavation boundary, which can bring
instabilities, and damage caused by blasting. It is theoretically possible to reduce the damage
caused by blasting with improved blasting techniques, such as smooth blasting, and to reduce the
risk of rockfalls.
The main objective of this project was to evaluate the possible gain in stability of excavations for
the smooth blasting technique. However, rock mass damage is difficult to measure in a practical
manner. In this project, an assessment of damage to the back of a drift has been performed for a
conventional blasting design and for a smooth blasting design at the Richmont mine - Francoeur
division. The survey was done on a portion of a ventilation drift of 24 m in length with five
rounds taken for each blast design.
To evaluate the performance of the smooth blasting technique, several indicators were used and
measures performed including time and costs studies, assessment of difficulties with scaling and
ground support installation, observations with a camera into boreholes, dilatometer
measurements and laboratory tests. The indicators showed a mean improvement of 3 to 14%
depending of the indicator. Furthermore, damage being strongly influenced by the initial state of
the rock mass, if one only compares zones with similar initial quality, the improvement is then
between 20% and 48%.
All indicators used to compare the damage were favourable the smooth blasting technique.
Therefore, it is clear that this technique can bring some important gains to the safety of workers
by reducing the risk of rockfalls and increasing the overall stability of the excavation.
ii
REMERCIEMENTS
L'auteur tient remercier l'Institut de recherche Robert-Sauv en sant et en scurit du travail

du Qubec et Mines Richmont pour leur appui financier ce projet. La ralisation de ce projet
n'aurait pas t possible sans la participation importante de MM. Franois Girard et Jacques
Daigneault de Mines Richmont division Francoeur, de M. Laurent Roy d'Explosifs ETI et de M.
Denis Labrie de CANMET. L'auteur tient galement remercier M. Andr de Guise, directeur de
la mine Francoeur pour son appui ce projet.
iii
TABLE DES MATIRES
Sommaire..................................................................................................................................................................i
Abstract .................................................................................................................................................................. ii
Remerciements...................................................................................................................................................... iii
Table des matires .................................................................................................................................................iv
1. Introduction.........................................................................................................................................................1
1.1 Problmatique ................................................................................................................................................1
1.2 Techniques de sautage....................................................................................................................................2
1.3 Objectifs de l'tude.........................................................................................................................................3
2. Considrations thoriques de l'endommagement des roches et des massifs rocheux ...................................4

2.1 L'endommagement de la roche intacte ...........................................................................................................5
2.1.1 Phases de dformation............................................................................................................................5
2.1.2 Initiation de l'endommagement ..............................................................................................................7
2.2 L'endommagement des massifs rocheux ........................................................................................................8
2.2.1 Approche classique en gnie des mines .................................................................................................8
2.2.2 Approche base sur la mcanique de l'endommagement CDM .............................................................9
2.2.3 Approche combine................................................................................................................................9
2.3 Sources d'endommagement ..........................................................................................................................11
2.3.1 Endommagement inhrent....................................................................................................................11
2.3.2 Endommagement caus par la concentration de contraintes ................................................................12
2.3.3 Endommagement caus par la mthode d'excavation ..........................................................................13
2.4 valuation de l'endommagement .................................................................................................................15
2.4.1 Mesures bases sur des observations visuelles.....................................................................................15
2.4.2 Mesures indirectes................................................................................................................................16
2.4.3 Mesures directes ...................................................................................................................................16
2.5 Critres d'endommagement ..........................................................................................................................18
2.5.1 Le critre MSDPu .................................................................................................................................18
2.5.2 Critre dendommagement induit (DM) ................................................................................................21
2.5.3 Autres critres bass sur la propagation des vibrations (PPV) .............................................................22
3. Site l'tude ......................................................................................................................................................24

3.1 Gnralits ...................................................................................................................................................24
3.2 Caractrisation du site ..................................................................................................................................27
3.2.1 Gologie ...............................................................................................................................................27
3.2.2 Proprits gomcaniques ....................................................................................................................27
3.3 Fonage de la galerie....................................................................................................................................30
3.3.1 Patron de forage standard .....................................................................................................................30
3.3.2 Patron de sautage adouci ......................................................................................................................32
3.4 Travaux de terrain raliss ...........................................................................................................................34
iv
4. Rsultats des travaux........................................................................................................................................35
4.1 Endommagement inhrent............................................................................................................................35
4.2 Endommagement caus par l'accroissement de contraintes .........................................................................37
4.2.1 Contraintes induites la paroi ..............................................................................................................38
4.2.2 Seuil d'initiation de l'endommagement.................................................................................................39
4.2.3 valuation de l'endommagement..........................................................................................................40
4.3 Endommagement caus par le sautage .........................................................................................................42
4.3.1 Observations visuelles..........................................................................................................................42
4.3.2 Essais en laboratoire.............................................................................................................................44
4.3.3 Mesures au dilatomtre ........................................................................................................................45
4.3.4 Autres critres d'endommagement .......................................................................................................48
5. Discussion ..........................................................................................................................................................50
5.1 Aspects oprationnels...................................................................................................................................50
5.1.1 tude de temps .....................................................................................................................................50
5.1.2 Impact sur les cots de dveloppement ................................................................................................50
5.1.3 Impact sur la sant et scurit des travailleurs......................................................................................51
5.2 valuation de l'endommagement .................................................................................................................51
5.2.1 Endommagement inhrent....................................................................................................................51
5.2.2 Endommagement caus par l'accroissement de contraintes .................................................................52
5.2.3 Endommagement caus par le sautage .................................................................................................53
5.3 Avantages du patron adouci .........................................................................................................................55
6. Conclusions........................................................................................................................................................56
Rfrences..............................................................................................................................................................57
Annexe A: Rsultats d'essais en laboratoire (Polytechnique) ...........................................................................61
Annexe B: Rsultats d'essais en laboratoire (CANMET)..................................................................................71
Annexe C: Publications ralises dans le cadre du projet.................................................................................86
v
1. INTRODUCTION
1.1 Problmatique
Dans les mines souterraines, les travailleurs peuvent tre exposs de nombreuses situations
prsentant des risques d'accidents. Parmi celles-ci, les chutes de terrain demeurent encore
aujourd'hui une cause importante d'accidents mortels et autres accidents graves dans les mines.
Ainsi, malgr une baisse gnralise du nombre d'accidents mortels dans les mines qubcoises
au cours des cinquante dernires annes (on enregistrait une moyenne de prs de 12 par anne
dans les annes 50, et environ 4 par anne dans les annes 80), la proportion cause par les
chutes de terrain ne montre pas de flchissement marqu (Anon., 1993). Bien que les chutes de
terrain reprsentent usuellement moins de 15% de tous les accidents dans les mines souterraines,
celles-ci sont responsables de prs de la moiti des accidents mortels (APSM, 1999). cet gard,
on note que les oprations d'caillage et d'installation du soutnement comptent pour environ
40% des accidents indemnisables lis aux chutes de terrain.
Lors des oprations de dveloppement de galeries dans une mine souterraine, le cycle normal
comprend le forage, le sautage, l'caillage, le dblaiement et l'installation du soutnement. Parmi
ces oprations, l'caillage et l'installation du soutnement sont les activits prsentant le plus de
risques de blessures pour le travailleur. En effet, celles-ci ncessitent que le travailleur soit
expos un massif rocheux non soutenu o des roches peuvent se dtacher du toit. L'caillage
consiste faire tomber les roches branlantes et endommages par le sautage. Le soutnement
consiste gnralement forer des trous pour y installer des boulons d'ancrage qui supportent le
toit de la galerie (du grillage est aussi couramment install au toit de celle-ci).
Trois facteurs principaux affectent la difficult des oprations d'caillage et d'installation du

soutnement: la fracturation naturelle du massif et les structures gologiques prsentes, les
contraintes induites la paroi de la galerie pouvant amener des instabilits, et l'endommagement
caus par le sautage. La fracturation inhrente du massif est un problme qui peut tre contrl
par une bonne caractrisation du massif rocheux et un bon positionnement ou orientation des
excavations. Les contraintes induites sont lies la gomtrie et l'orientation de la galerie et
aux contraintes initiales. Les dommages causs par le sautage peuvent tre rduits par de
meilleures techniques de sautage.
Le sautage l'aide d'explosif est la principale technique utilise pour le percement d'excavations
en roches dures. Cette technique, essentielle pour les oprations, contribue largement
l'endommagement du massif rocheux et la cration d'instabilits localises. La zone
endommage autour de l'excavation par le sautage peut varier de quelques centimtres
plusieurs mtres de profondeur. Plusieurs techniques de sautage peuvent tre utilises pour tenter
de rduire l'endommagement. Certaines de ces techniques requirent usuellement le forage de
1
trous supplmentaires la paroi. Cependant, le forage de ces trous supplmentaires augmente de
faon significative les cots (matriel de forage, temps de la main-d'uvre) lis cette opration.
De plus, lors des oprations de dveloppement de galeries, le temps est souvent un facteur
important pour les oprations minires dans la rduction des cots. C'est pourquoi ces techniques
ne sont encore que rarement utilises dans la majorit des mines.
1.2 Techniques de sautage
l'tat naturel, le massif rocheux nest pas homogne et contient un bon nombre d'imperfections:
fissures, diaclases, plans de faiblesse, failles etc. La rsistance du massif rocheux dpend alors de la
nature de la roche ainsi que des imperfections prsentes. L'action de fragmenter la roche l'aide
d'explosifs peut crer de nouveaux dommages au massif rocheux, rduisant ainsi sa rsistance.
Plusieurs techniques de sautage peuvent tre utilises pour rduire et limiter l'endommagement
caus aux parois et les bris hors profil. Parmi celles-ci, on retrouve le pr-clivage, le sautage adouci,
le forage trs rapproch et le sautage coussin (Anon., 1977).
La technique du pr-clivage consiste faire dtoner les trous de la priphrie avant le sautage de
l'excavation principale. La thorie du pr-clivage veut que certaines fissures radiales d'un trou se
joignent un trou voisin pour former un plan de rupture entre les trous. Cette technique n'est pas
couramment utilise dans les galeries souterraines cause de la possibilit de trous coups,
attribuables l'espacement rapproch et au faible fardeau du tir principal (Anon., 1977).
La technique du sautage adouci (parfois appele tir de contour, tir primtrique ou sautage de
parement) consiste forer un plus grand nombre de trous la limite de l'excavation et d'utiliser une
charge plus faible pour ceux-ci. Tous ces trous dtonent simultanment (ou avec un minimum de
dlai) la fin de la squence de sautage. Il y a alors une action de clivage entre les trous, ce qui
laisse une paroi plus lisse avec un minimum de bris hors profil (Anon., 1977). Dans les mines
souterraines qubcoises, cette technique est principalement utilise dans les chantiers ouverts afin
de limiter la dilution dans les pontes.
La technique du forage trs rapproch consiste forer un trs grand nombre de trous de petit
diamtre la limite de l'excavation sans les remplir d'explosifs. Ceci produit un plan de moindre
rsistance vers lequel le tir principal peut se dgager et rflchir les ondes de chocs pour rduire le
bris et les efforts sur la paroi dfinitive (Anon., 1977). L'utilisation de cette technique est trs
limite cause de l'imprvisibilit des rsultats et du cot lev de forage.
Le sautage coussin est similaire au sautage adouci la diffrence que les charges dans le trou de
forage sont spares par des pierres concasses. Le coussin peut servir ainsi limiter la charge
explosive. Cette technique est principalement utilise pour les trous de grand diamtre dans les
mines ciel ouvert (Anon., 1977).
L'utilisation de telles techniques de sautage permet en thorie de rduire l'endommagement des

parois du massif rocheux d au sautage. Ceci peut alors avoir pour effet de diminuer les risques
2
d'instabilits et de chutes de roches. Dans les mines souterraines, ces techniques ont principalement
t utilises pour rduire la dilution des pontes dans les chantiers ouverts. Ces techniques sont peu
utilises lors du percement de galeries, car les trous supplmentaires augmentent le temps du cycle
de forage et de sautage et engendre ainsi des cots supplmentaires. Il est possible cependant de
supposer que l'utilisation de la technique du sautage adouci (la plus adapte aux travaux de
percement de galeries souterraines) pourrait rduire l'endommagement au toit de la galerie et
diminuer ainsi les risques lis aux travaux d'caillage et d'installation du soutnement.
1.3 Objectifs de l'tude
Bien que la littrature sur le sautage soit abondante (e.g., Fourney et Dick, 1987; Rossmanith
1993), relativement peu d'tudes ont port sur l'valuation qualitative de l'influence du sautage sur
l'endommagement des massifs rocheux (Morrison 1996). L'objectif premier de ce projet est
d'valuer le gain ralisable la stabilit des parois lorsque la technique du sautage adouci est
utilise. L'endommagement des massifs rocheux est toutefois difficile valuer et quantifier en
pratique. C'est pourquoi l'valuation de l'endommagement la paroi d'une galerie a t ralise
de faon comparative pour un patron de forage et sautage conventionnel et pour un patron de
forage utilisant le sautage adouci. L'tude a t ralise la mine Richmont - division Francoeur
sur une portion de galerie de ventilation longue de 24 m (80') reprsentant dix voles. Le
deuxime objectif de cette tude est de vrifier si la technique du sautage adouci peut tre
intgre dans le cycle de dveloppement d'une galerie souterraine sans causer de retards
importants.
Pour valuer l'avantage de l'utilisation d'une telle technique, plusieurs indicateurs ont t utiliss
et des mesures ont t effectues incluant une tude de temps et de cots, une analyse des
difficults rencontres lors de l'caillage et de l'installation du soutnement, des observations
faites la camra dans des trous de forage, des mesures au dilatomtre et des essais en
laboratoire.
Ce rapport final prsente les diffrents rsultats obtenus lors de cette tude. Ce premier chapitre,
qui constitue une mise en situation, est suivi d'un chapitre traitant de l'valuation de
l'endommagement des roches et du massif rocheux. Le chapitre 3 prsente les caractristiques
gologiques et gotechniques du site choisi pour l'tude et les patrons de sautage utiliss. Le
chapitre 4, qui est le cur de ce rapport, prsente les diffrents rsultats obtenus. Les trois types
d'endommagement, soit l'endommagement initial, celui caus par l'accroissement de contraintes
et celui caus par le sautage, sont traits sparment. Une discussion sur les rsultats obtenus et
une conclusion compltent ltude. Finalement, les rsultats des essais en laboratoire sont
prsents en annexe.
3
2. CONSIDRATIONS THORIQUES DE L'ENDOMMAGEMENT DES
ROCHES ET DES MASSIFS ROCHEUX
Lendommagement des matriaux fragiles peu poreux peut tre dfini comme le processus
physique progressif par lequel ils sont amens la rupture. Le concept dendommagement doit
tre peru comme une dgradation dans les proprits mcaniques, et particulirement de la
rsistance du matriau. Le comportement mcanique des roches, tout comme celui dautres
matriaux fragiles, est troitement li la prsence dimperfections telles que les impurets, les
frontires cristallines, les inclusions, les pores et les microfissures. Ces imperfections constituent
des htrognits structurales qui sont souvent lorigine de la dgradation des proprits du
matriau lorsque celui-ci est soumis des contraintes externes. mesure que ces imperfections
(ou dfauts) progressent, elles peuvent former des fissures et provoquer la rupture du matriau.
Au niveau microscopique, lendommagement se cre proximit des imperfections et par le bris

des liens molculaires. une chelle macroscopique, soit celle dun lment de volume
reprsentatif EVR (Representative Volume Element, RVE), lendommagement se situe dans la
progression et la coalescence de microfissures ou de microvides qui, ensembles, initient une
fissure (Lemaitre, 1996). Le processus de destruction des liens lors de la dformation est parfois
appele perte de cohsion du matriel (e.g., Charlez, 1991; Martin, 1993). La dgradation des
proprits mcaniques, qui se manifeste par une variation graduelle des modules de cisaillement (G)
et de rigidit (K) est souvent associe lendommagement qui se produit tant au niveau du EVR
que du massif rocheux.
Il est difficile de parler d'endommagement des matriaux fragiles peu poreux sans parler
d'lasticit et de plasticit. Tous les matriaux sont composs d'atomes, qui sont relis entre eux
par des liens rsultant des champs lectromagntiques. L'lasticit est directement lie au
mouvement relatif des atomes (Lemaitre, 1996). On peut dfinir l'lasticit comme tant la
proprit des corps qui tendent reprendre leur forme initiale aprs avoir t dforms. Ainsi, un
comportement parfaitement lastique suppose qu'aucun dommage n'a t subi. Par ailleurs, la
plasticit peut tre dfinie comme l'aptitude d'un matriau prendre diffrentes formes, ce qui
prsuppose des dformations irrversibles. La plasticit des matriaux fragiles est lie au
phnomne de glissement. Ces glissements sont raliss par des mouvements de dislocation qui
peuvent tre causs par diffrents mcanismes tels que (Lemaitre, 1996):
- rarrangement des molcules;

- microfissures;
- glissements le long de surfaces prdfinies.
Le processus d'endommagement dbute lorsque des liens sont briss et que des dformations
irrversibles apparaissent. L'chelle laquelle les diffrents phnomnes se produisent est la
suivante (Lemaitre, 1996):
4
- L'lasticit se situe l'chelle des atomes;
- La plasticit est gouverne par les glissements l'chelle des cristaux ou molcules;
- L'endommagement est le dsenchevtrement (ou rupture de liens), de l'chelle des
atomes jusqu' l'chelle de la formation de fissures.
2.1 L'endommagement de la roche intacte
2.1.1 PHASES DE DFORMATION
Les phases de dformation d'chantillons de roches dures soumis des essais de compression ont
t dcrites dans plusieurs publications (e.g., Paterson, 1978; Gramberg, 1989; Meredith, 1990;
Martin et Chandler, 1994). La figure 2.1 est un diagramme typique pour un essai de compression
qui prsente la courbe contrainte-dformation, avec l'volution des autres proprits de l'chantillon
de roche. Ce diagramme schmatis permet l'identification des diffrentes phases de dformation.
La phase I, de forme concave sur la courbe contrainte-dformation (s'tendant jusqu'au point A), est
associe la fermeture de microfissures. Ce comportement est typique d'un mdium poro-lastique.
Une partie de ce comportement peut ne pas tre entirement rversible d une destruction locale et
au broyage (e.g., Lajtai et Dzik, 1996). La phase I reflte l'tat initial des imperfections du matriau.
La phase II est gnralement considre comme une phase lastique linaire.
Des dformations inlastiques apparaissent partir de la phase III au point B, qui est souvent plus
facilement identifiable sur le diagramme de la contrainte axiale-dformation diamtrale. Dans cette
phase, le module de Young demeure presque constant, mais le coefficient de Poisson apparent
mesur sur les courbes de chargement commence augmenter. En compression uniaxiale, la phase
III dbute usuellement lorsque la contrainte axiale atteint environ 50% de la rsistance ultime en
compression uniaxiale C0, bien que des essais aient dj prsent un point B un niveau de
contrainte variant de 30 70% de C0 (Gramberg, 1989). Lors de la phase III, il y a initiation de
microfissures mais peu de propagation pour les taux usuels de chargement utiliss dans ces types
d'essais. Les missions acoustiques, qui taient presque absentes dans les phases I et II, sont
notables dans cette phase, mais relativement en petites quantits. La vlocit des ondes commence
diminuer, quelquefois seulement lgrement, mesure que la contrainte est augmente (Meredith,
1990). La dimension des fissures parat tre limite environ la dimension des cristaux (e.g., Huang
et al., 1993), et est souvent contenue l'intrieur des cristaux, avec une orientation presque parallle
la contrainte principale majeure 1. Dans la phase III, quelquefois appele phase de propagation
stable des fissures, le comportement gnral de l'chantillon ne varie que d'une manire marginale.
D'aprs des rsultats sur le granite (Lau et al., 1994), les valeurs de contraintes dviatoriques
associes au point B apparaissent tre fonction de la contrainte de confinement. Mais cette
dpendance peut ne pas tre facilement identifiable (e.g., Martin, 1993). Ce seuil parat aussi tre
affect par la composition du matriau (minraux diffrents) et sa configuration (imperfections
existantes).
5
Rsistance
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A A mission
I II III IV V
Dformation latrale Dformation axiale
Dformation volumique
Figure 2.1: Les phases de dformation d'un spcimen de roche lors d'un essai en compression
(adapt de Paterson, 1978).
Lorsque la contrainte est augmente, on atteint la phase IV (point C) pour une contrainte entre 50
90% de la rsistance ultime. Une valeur de contrainte autour de 75% de C0 est usuelle pour les
roches peu poreuses en compression uniaxiale. ce point, la courbe de contrainte-dformation
axiale cesse clairement d'tre linaire, et la dformation diamtrale augmente beaucoup plus
rapidement. Il est galement possible dobserver au mme niveau de contrainte, un renversement de
la dformation volumique, d'un comportement de compression (rduction de volume) celui de
dilatance (augmentation du volume). D'autres indicateurs montrent galement une augmentation de
la fissuration, une augmentation des missions acoustiques, et une chute marque de la vlocit des
ondes et de la rsistivit lectrique. Pour passer en phase IV, quelquefois appele phase de
propagation instable des fissures, il faut induire du glissement le long des surfaces des fissures, qui
leur tour, gnrent des fissures plus longues dues la coalescence des imperfections dj existantes.
Cependant, tout comme la phase III, il apparat que la distribution des fissures reste initialement
assez uniforme dans l'chantillon (Huang et al, 1993). C'est seulement lorsqu'on approche de la
rsistance ultime, au point D, que des fissures plus grandes (et la localisation de dformations) sont
observes (e.g., Wawersik et al., 1990).
D'aprs Martin (1993), les observations exprimentales sur le granite semblent indiquer que le seuil
entre les phases III et IV est essentiellement peu affect par le taux de chargement (ce qui n'est pas
le cas pour la rsistance ultime). Le point C parat aussi tre indpendant de l'chelle et du taux
d'humidit (Martin, 1993). Cependant, parce qu'il est li au glissement et la friction, il est
dpendant de la contrainte de confinement. La rsistance ultime reprsente la contrainte maximale
qu'un chantillon peut supporter sous un ensemble donn de conditions de chargement. Dans la
phase du post-pic, l'chantillon devient discontinu, et la rponse dpend des proprits du systme
du chargement.
6
Les mcanismes et les phases de dformation prsents ici s'appliquent des roches dures ayant un
comportement fragile. Les roches tendres ( faible porosit) telles que la potasse, le gypse, et le sel
montrent souvent un comportement semi-fragile. Pour ces roches, les mmes processus de
dformation sont prsents, mais peuvent tre accompagns par de la plasticit intracristalline qui
contribue galement la dformation inlastique (e.g., Aubertin et al., 1992, 1994).
2.1.2 INITIATION DE L'ENDOMMAGEMENT
Les roches sont usuellement faites de minraux diffrents dont les cristaux sont ciments ensembles
pour former la matrice. Parce que chaque minral a un comportement mcanique diffrent et une
rsistance diffrente, il peut tre difficile de dfinir prcisment un niveau de chargement spcifique
o la fissuration dbute rellement dans un chantillon de roche. Des rsultats exprimentaux ont
montr que de la microfissuration peut tre observe un niveau de contrainte aussi bas que 10
20% de la rsistance ultime d'un chantillon (e.g., Lajtai et Dzik, 1996). On peut alors se poser la
question savoir si l'on peut considrer cette activit limite comme un signe d'endommagement.
D'un point de vue de l'ingnieur en mcanique des roches, le niveau de chargement associ
l'initiation de l'endommagement doit prsenter une incidence significative sur le comportement
mcanique du matriau. Sur le diagramme de la figure 2.1, deux points peuvent tre utiliss cette
fin. Le point B, entre les phases II et III, reprsente la contrainte minimale qui produit un
changement dans les proprits lastiques G et K, principalement par une augmentation de la valeur
du coefficient de Poisson apparent. Ainsi, un tel critre serait associ la fin de la linarit sur la
courbe de la contrainte-dformation diamtrale, ou par un changement de pente sur la courbe de
contrainte-dformation volumique (e.g., Cristescu, 1989). Un deuxime choix serait de slectionner
le point C comme un critre de l'initiation de l'endommagement. Il correspond un tat de
contrainte o la fissuration montre une incidence claire mme sur le module de Young. Cette
dfinition est en accord avec l'opinion exprime par Martin (1993), et a t galement utilise pour
modliser l'endommagement des roches (Sgaoula et al., 1995).
A ce stade-ci, la slection d'un seuil adquat reste un obstacle aux applications pratiques (Aubertin
et Simon, 1997). Pour rpondre partiellement cette question, il faut rappeler en premier lieu que la
plupart des roches ont des proprits mcaniques qui sont dpendantes du taux de chargement (e.g.,
Costin, 1987; Cristescu, 1989). Ceci est d au fait qu'une fois inities, les fissures ont tendance se
propager une vlocit critique, et que cela peut jouer un rle important dans la rupture du matriau
(e.g., Meredith, 1990). C'est pourquoi il a t observ que la rsistance ultime diminue avec le
temps, ou diminue des taux de dformation infrieurs. Par exemple, Martin (1993) a observ que
la rsistance en compression uniaxiale du granite Lac du Bonnet est d'environ 70% de la rsistance
court terme C0 aprs dix vingt jours. Cela correspond approximativement au point C sur la figure
2.1. Pour de plus longues priodes de temps, la rduction peut tre encore plus dramatique,
diminuant environ 40 50% (ou mme moins) de la rsistance court terme (e.g., Tharp, 1996).
Pour plusieurs applications en gnie, qui sont habituellement exprimes en annes, l'analyse de
Tharp (1996) indique que la rduction serait probablement autour de 50 %, correspondant au point
B sur la figure 2.1. Une telle valeur est en accord avec la rsistance de la roche autour de tunnels
obtenue par tudes de rtro-analyses (Martin et Chandler, 1994).
7
Ainsi, en considrant une priode de temps relativement courte, il est possible de supposer que tout
niveau de contrainte au-dessus du point C sur la courbe de contrainte-dformation initierait un
processus d'endommagement menant la rupture. Cependant, si une plus longue priode de temps
est considre, un seuil correspondant au point B devrait tre adopt (Aubertin et Simon, 1997).
2.2 L'endommagement des massifs rocheux
S'il est difficile de dterminer le seuil exact d'endommagement de la roche intacte, cela est
d'autant plus vrai l'chelle du massif rocheux. Le massif rocheux prsente de faon inhrente
une grande quantit d'imperfections qui peuvent tre considres comme de l'endommagement.
Ainsi, les familles de diaclases, les diaclases alatoires, les htrognits du massif affectent de
manire importante son comportement mcanique et sa rsistance. L'importance de ces
imperfections relgue gnralement au second plan l'influence des imperfections microscopiques
quantifiables petite chelle lors des essais courants en laboratoire. Pour dterminer l'influence
de ces imperfections mgascopiques, plusieurs approches peuvent tre utilises.
2.2.1 APPROCHE CLASSIQUE EN GNIE DES MINES
Pour dterminer l'influence de ces imperfections, les classifications gomcaniques telles que le
RMR (Rock Mass Rating; Bieniawski, 1973, 1984) ou la cote Q du NGI (Barton et al., 1974)
sont gnralement utilises. Les proprits mcaniques du massif rocheux (telles que le module
de dformation et la rsistance en compression uniaxiale) sont alors rduites selon la valeur de la
cote de la classification gomcanique. Plusieurs auteurs ont propos diffrentes relations
exprimant la rduction du module de dformation et de la rsistance. Pour le module de
dformation, mentionnons la relation dfinie par Nicholson et Bieniawski (1990):
Em RMR
= 0,0028 RMR 2 + 0,9 exp 100 (2.1)
E 22,82
o Em est le module de dformation l'chelle du massif (endommag), E est le module de

dformation obtenu en laboratoire (non endommag). Pour la rsistance, mentionnons la
relation propose par Hoek et Brown (1988):
1/ 2
cm RMR 100
= exp ,B = 69 (2.2)
c B
o cm est la rsistance en compression uniaxiale du massif rocheux (endommag) et c est la
rsistance en compression uniaxiale obtenue en laboratoire (non endommag).
8
2.2.2 APPROCHE BASE SUR LA MCANIQUE DE L'ENDOMMAGEMENT CDM
Dans l'approche de la mcanique de l'endommagement en milieu continu (Continuum Damage

Mechanics; CDM), les diaclases sont habituellement traits comme des imperfections similaires
des fissures et des pores dans un milieu solide continu (e.g., Lemaitre, 1996; Krajcinovic,
1996). L'influence de la population de diaclases est alors dcrite l'aide d'une variable
d'endommagement, exprim par un scalaire D ou un tenseur D. Cette variable sert ensuite
dterminer le tenseur de contrainte net ~ agissant sur les portions non endommages du
mileu. Cette contrainte nette est alors donne par (Kachanov 1958; Rabotnov, 1969):
~=
(2.3)
(1 D)
Le paramtre D peut varier entre 0 (EVR de matriau non endommag) et 1 (EVR compltement
bris). Le paramtre d'endommagement D reprsente le pourcentage du EVR qui est
endommag. Pour dterminer la valeur de D, plusieurs approches peuvent tre utilises.
Toutefois, l'approche la plus simple utiliser est celle dcoulant des travaux de Kachanov (1958)
et base sur les modules de dformation:
~
E
D = 1 (2.4)
E
~
o E est le module de dformation apparent (obtenu lorsque possible lors du dchargement) et E
est le module de dformation du matriau intact.
2.2.3 APPROCHE COMBINE
Aubertin et al. (2000) ont propos une approche combine des deux approches prcdentes. La
correction des proprits mcaniques du massif rocheux se fait l'aide d'un paramtre de
continuit dfini par:
= 1 D (2.5)
o le paramtre peut tre obtenu partir des classifications gomcaniques par:
3
RMR
= 100 0.51 cos (2.6)
100

avec 100 = cL (2.7)
c
9
Ici, cL est la rsistance en compression uniaxiale grande chelle, c est la rsistance en
compression uniaxiale obtenue en laboratoire sur des prouvettes de dimensions normalises et
100 reprsente le paramtre de continuit pour une valeur de RMR de 100 (i.e. sans diaclases).
La principale diffrence avec cette approche est qu'elle inclut un paramtre pour tenir compte de
l'effet d'chelle (100), ce qui est nglig avec l'approche classique. Ainsi, selon les quations
(2.1) et (2.2), un massif rocheux ayant une cote RMR de 100 aurait les mmes proprits qu'une
prouvette de roche en laboratoire. Toutefois, de nombreux rsultats provenant de la littrature
dmontrent clairement que les proprits mcaniques diminuent avec le volume, jusqu' une
valeur limite. Ainsi, la valeur de cL (rsistance du massif rocheux avec RMR = 100) est
usuellement de l'ordre de 0,1 0,5 c avec une valeur moyenne tournant autour de 0,2 0,3 c.
La figure 2.2 illustre la variation du paramtre de continuit en fonction de la cote RMR pour les
quations (2.1), (2.2) et (2.6). Il est possible de remarquer une similitude des fonctions pour les
valeurs de la cote RMR infrieures 80. Passe cette valeur, la fonction propose par Aubertin et
al. (2000) plafonne la valeur de 100 alors que les fonctions de Nicholson et Bieniawski (1990)
et de Hoek et Brown (1988) plafonnent une valeur unitaire.
0.9
0.8
0.7
quation (2.1)
0.6
G=1-D
0.5
0.4
quation (2.2)
0.3
0.2 quation (2.6)
0.1
0
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100
RMR
Figure 2.2: Valeur du paramtre de continuit en fonction du RMR; Dans l'quation (2.2), B = 9
et dans l'quation (2.6), 100 = 0,3.
10
2.3 Sources d'endommagement
Pour les massifs rocheux, il est possible de distinguer essentiellement trois grandes sources
d'endommagement, soit l'endommagement li la formation du massif, celui caus par les
contraintes gnres par la cration d'ouverture et celui caus par la mthode de percement. La
figure 2.3 illustre de manire schmatique les diffrentes sources d'endommagement proximit
d'une excavation souterraine.
Mthode
d'excavation
Concentration
de contrainte
Inhrent
Figure 2.3 Schma illustrant les diffrentes sources d'endommagement et leur zone d'influence.
2.3.1 ENDOMMAGEMENT INHRENT
Avec les gomatriaux, il est important de faire la distinction entre les imperfections inhrentes
et l'endommagement. Les roches (et par extension les massifs rocheux) sont issues, lors de la
formation de la Terre, d'un processus chaotique, c'est dire sans contrle de qualit. Elles
diffrent donc des autres matriaux utiliss en ingnierie en ce sens qu'elles peuvent prsenter
une grande quantit d'imperfections dont l'origine peut remonter sa formation ou des
transformations au cours des res gologiques. De plus, ces imperfections ne sont pas constantes
et peuvent varier de faon importante sur de faibles distances. Si ce phnomne est vrai
l'chelle de la roche, il est d'autant plus important l'chelle du massif rocheux.
Ces imperfections lies la formation de la roche peuvent tre toutefois considres comme de
lendommagement, bien qu'elles ne rsultent pas d'un changement de conditions ou d'efforts
(chargement) imposs subsquemment la roche. Par ailleurs, au cours des res gologiques,
plusieurs phnomnes gologiques auront galement contribus crer de l'endommagement aux
roches et aux massifs rocheux. Parmi ces phnomnes, mentionnons la force de gravit qui agit
sur le massif, les forces tectoniques lies aux mouvements des plaques continentales, et les
activits volcaniques et tremblements de terre. Il semble impossible de distinguer les
11
imperfections qui proviennent de la formation du massif, de l'endommagement qui s'est produit
depuis sa formation. Ainsi, dans ce document, le terme endommagement inhrent sera utilis
pour parler de l'endommagement du massif rocheux subi avant que les activits d'excavation
n'aient dbutes. On intgrera galement dans l'endommagement inhrent l'influence possible des
excavations proximit.
2.3.2 ENDOMMAGEMENT CAUS PAR LA CONCENTRATION DE CONTRAINTES
l'tat naturel, un massif rocheux est soumis un niveau de contraintes qui est le rsultat des
forces gravitationnelles et tectoniques (figure 2.4). La force gravitationnelle qui est applique
un volume de roche une profondeur donne est cause par le poids des terres (sol et masse
rocheuse) au-dessus de ce volume. Dans la formation gologique du Bouclier canadien (dont fait
partie la rgion de l'Abitibi-Tmiscamingue), la contrainte verticale v rsultant de la force
gravitationnelle est de l'ordre de 0,020 0,026 MPa par mtre de profondeur (Herget, 1987;
Arjang, 1996; Arjang et Herget, 1997; Corthsy et al., 1997). Le mouvement des plaques
tectoniques joue galement un rle prdominant dans l'tat de chargement du massif rocheux du
Bouclier canadien. Ce mouvement des plaques a cr dans le Bouclier canadien des contraintes
horizontales (H et h) qui dpassent en amplitude la contrainte gravitationnelle. Ainsi, la
contrainte horizontale maximale est en moyenne deux fois plus grande que la contrainte verticale
et peut mme atteindre quatre fois la valeur de cette dernire (Arjang et Herget, 1997).
o-v
o-h
o-H
Figure 2.4: Schma illustrant l'tat de contraintes initial du massif rocheux.
12
Lorsquune excavation souterraine est cre, l'quilibre des forces en place est modifi en
enlevant un volume de roche qui supportait la charge initiale. Suite l'excavation, le massif
rocheux proximit de l'excavation subit un accroissement de charge qui est fonction
essentiellement de la gomtrie de l'ouverture et du comportement mcanique des matriaux
composant le massif rocheux. Cet accroissement de charge (ou de contrainte) peut amener le
massif rocheux un tat de contraintes qui dpasse son seuil d'endommagement tel que dfini
la section 2.1.2 ou mme amener le massif la rupture. Il peut donc en rsulter un
endommagement li ce surplus de charge supporter.
L'accroissement de charge est usuellement maximum la priphrie de l'excavation et dcrot de

manire exponentielle en s'loignant de l'excavation. Pour un massif rocheux ayant un
comportement mcanique lastique linaire isotrope et homogne, la zone qui subit un
accroissement de charge est limite une distance d'environ 3 5 fois le diamtre de
l'excavation.
2.3.3 ENDOMMAGEMENT CAUS PAR LA MTHODE D'EXCAVATION
Plusieurs techniques peuvent tre utilises pour excaver le massif rocheux. Le choix d'une
technique dpend de plusieurs facteurs tel que le type de roche excaver, les cots engendrs et
l'utilisation future de l'excavation. Dans les mines en roches dures, la technique usuellement
employe est l'excavation l'aide d'explosifs.
La pression dveloppe dans les trous de forages lors de la dtonation peut dpasser 10 GPa
(Franklin et Dusseault 1989), soit de 30 500 fois la rsistance de la roche. Cette pression gnre
alors une onde qui voyage une vitesse de l'ordre de 3 5 km/s. Lorsque le front de l'onde frappe
une surface libre, une contrainte en tension se dveloppe et provoque la fragmentation. La pression
des gaz gnrs aide galement ouvrir les fissures cres ainsi que celles dj existantes (Franklin
et Dusseault 1989). Les dommages aux parois occasionns par le sautage peuvent tre dus des
pressions excessives lors de la dtonation, un fardeau trop grand, une squence de sautage
inadquate ou une orientation dfavorable du sautage par rapport aux discontinuits initiales.
En thorie, lorsque les trous adjacents la paroi sont dtons en mme temps (comme c'est
usuellement le cas), la distance d'endommagement sera approximativement gale la moiti de
la distance de l'espacement (Worsey, 1981). La figure 2.5 illustre la raction du massif rocheux
lors du sautage. La figure 2.5a prsente la situation juste avant la dtonation au temps t0. La
surface libre peut tre le rsultat d'un sautage prcdent ou tre le rsultat d'une dtonation avant
t0. t1 > t0 (figure 2.5b), des ondes de compression gnres par la dtonation des trous
traversent le massif rocheux. t2 > t1 (figure 2.5c), les ondes de compression ont rencontr des
surfaces libres (la face libre et la face des trous) et des ondes de tension sont mises par la
rflexion sur les faces libres. Ces ondes de tension brisent la roche dont la rsistance en tension
est beaucoup plus faible que celle en compression. t3 > t2 (figure 2.5d), la portion infrieure du
massif traverse par les ondes de tension est brise et jecte, alors que la portion suprieure n'est
que fracture par ces ondes. Lorsque les ondes se rencontrent, la portion suprieure sera
galement jecte pour donner le rsultat prsent la figure 2.5e. Les zones endommages au-
13
dessus des trous peuvent soit tre maintenues en place cause des contraintes tangentielles qui
s'exercent la nouvelle paroi, ou soit s'effondrer galement causant un bris hors profil.
Limite planifie
Trou charg de l'excavation
Espacement
Fardeau Onde de
compression
Face libre
a) b)
Onde de Onde de
tension tension
Onde de
compression
c) d)
Roche brise
et jecte
Zones endommages
Nouvelle face
libre
e)
Figure 2.5: Schmatisation de la fracturation lors d'un sautage. a) Avant le sautage. b) Aprs la
dtonation, une onde de compression se propage travers le massif. c) Aprs la
rencontre d'une surface libre, l'onde de compression est rflchie en une onde de
tension qui fracture la roche. d) L'onde de tension continue se propager en jectant
les fragments de roche libre. e) Nouvelle face libre avec la zone potentiellement
endommage.
Naturellement, les dommages causs et la fracturation induite sont lis l'tat initial du massif.
Ainsi, un massif fissur est plus propice subir de l'endommagement qu'un massif intact. En
effet l'nergie prsente travaille augmenter l'ampleur de la fissuration existante alors que pour
un massif intact, la majeure partie de l'nergie est dissipe par la cration de nouvelles fissures.
14
Quelques tudes ont montr l'influence et limportance de l'endommagement initial du massif
rocheux sur l'endommagement caus par le sautage (e.g., Paventi, 1995; Scoble et al., 1997).
2.4 valuation de l'endommagement
Bien quil soit possible dutiliser les classifications gomcaniques pour quantifier
l'endommagement, plusieurs tudes (Kendorski et al. 1983; Paventi 1995) ont dmontr les
limitations des classifications gomcaniques usuelles (RMR, Q) pour valuer les dommages crs
par le sautage ou par l'accroissement de charge. En effet, ces classifications s'attardent l'tat
inhrent du massif rocheux dans lesquelles les familles de discontinuits (sries de diaclases ayant la
mme orientation) ont une grande importance. Ainsi, les fissures d'orientation alatoire (telles que
celles causes par le sautage) n'ont que peu d'impact sur la valeur des cotes RMR ou Q. De plus,
pour tre rpertories lors de l'investigation de site, les fissures (ou diaclases) doivent s'tendre sur
une distance non ngligeable (d'au moins quelques centimtres) et possiblement se rpter une
certaine frquence, ce qui n'est pas ncessairement le cas des fissures causes par le sautage. En ce
qui a trait l'endommagement caus par la concentration de contrainte, les fissures cres par
l'accroissement de charge sont majoritairement parallles la paroi (parallle 1), donc invisibles
lors de l'investigation.
2.4.1 MESURES BASES SUR DES OBSERVATIONS VISUELLES
A) Demi-lunes (Half Cast Factor; HCF)
Un facteur souvent utilis pour valuer l'endommagement du massif rocheux d au sautage est la
proportion des trous de forage visibles la paroi aprs le sautage (demi-lune), communment
appel le Half Cast Factor (HCF). Celui-ci est obtenu par (McKown, 1986):
Longueurs visibles la paroi

HCF = (2.8)
Total des longueurs fores la paroi
Plus le HCF est lev (maximum 100%), moins le massif rocheux aura t endommag lors du
sautage.
B) Variation du RQD
Le RQD (pour Rock Quality Designation) est une valeur mesure sur les carottes de forage. Cet
indice propos par Deere (1963) reprsente le pourcentage (en longueur) des morceaux de carottes
dont la longueur dpasse deux fois le diamtre. Puisque cet indice est li la prsence de diaclases
et de fissures, on peut comparer la variation du RQD avant et aprs le sautage (e.g., Tunstall et al.,
1997). Une variation moindre du RQD post-sautage signifie un endommagement moindre.
15
C) Temps d'caillage
Plusieurs auteurs ont utilis le temps d'caillage comme mesure de l'endommagement (e.g.,
Sutherland, 1990; Paventi, 1995). En thorie, plus le massif rocheux est fissur, plus le temps
ncessaire pour effectuer un bon caillage est long. Sutherland (1990) a remarqu que le temps
d'caillage diminue de manire linaire avec une augmentation du HCF. Toutefois, en pratique, cet
indice comporte un biais humain important. En effet, l'opration d'caillage tant un travail
difficile et puisant, il est possible que la fatigue physique joue un rle dterminant dans la
compltion de cette opration.
D) Observations en trou de forage
Il est possible de rpertorier dans les trous de forage, l'aide d'une camra, les zones fissures dans
le massif rocheux (e.g. Meyer et Dunn, 1996; Castro et al., 1996). Il est donc possible de mesurer
l'ampleur de la zone fissure autour de l'excavation.
2.4.2 MESURES INDIRECTES
Les techniques acoustiques et microsismiques (e.g. Worsey, 1985; Meyer et Dunn, 1996; Martin et
Read, 1996) et les mthodes gophysiques (e.g., Sjogren, 1979; Cumerlato et al., 1988) reposent
essentiellement sur la mesure des vitesses de propagation des ondes (acoustiques ou sismiques)
dans le massif rocheux. Les fissures dans le massif rduisent de manire considrable la vitesse
de propagation de ces ondes. l'aide de gophones, une image du massif rocheux est tablie
autour des excavations et dterminer la zone endommage ou les variations dans la fissuration. Il
est toutefois difficile de corrler ces rsultats des variations des proprits mcaniques (module
de dformation, rsistance) du massif rocheux.
2.4.3 MESURES DIRECTES
A) Mesures dilatomtriques
Tel que dfini la section 2.2.2, l'endommagement peut tre dfini partir de la variation du
module de dformation (quation 2.4). L'endommagement peut donc tre mesur l'aide d'essais au
dilatomtre (e.g., Bock, 1988). L'essai au dilatomtre consiste appliquer l'aide d'une sonde
dformable une pression la paroi d'un trou de forage et mesurer la dformation rsultante.
Une fois la sonde en place, on applique une pression hydraulique l'intrieur d'une membrane
tanche sur la paroi du trou. La pression et la dformation sont alors mesures pendant le
chargement pour diffrents paliers de chargement, gnralement cinq ou six (Labrie et Conlon,
1999). L'essai est rpt une seconde fois pour vrifier le comportement lastique du matriau et
valuer le durcissement occasionn par la fermeture des fissures. partir de ces mesures, le
module de dformation (scant) du massif rocheux l'chelle de l'influence de la sonde peut
ensuite tre dtermin. La figure 2.6 prsente schmatiquement la variation du module mesur
lors des diffrents chargements pour un massif fractur.
16
Contrainte
1er chargement
E2
E1
dchargement et
2 e chargement
Dformation
Figure 2.6: Variation du module de dformation pour deux cycles de chargement-dchargement

lors d'un essai au dilatomtre.
La dformabilit d'un massif rocheux est troitement lie au nombre d'imperfections prsentes
l'chelle de l'ouvrage. Un plus grand nombre d'imperfections (fissures, diaclases, etc.) permettra
au massif de se dformer plus facilement pour une mme charge. Ainsi, pour une mme roche,
un module de dformation plus faible dnotera un plus grand nombre de dfauts ou un
endommagement plus lev. La figure 2.7 illustre la variation des modules (pour les 1er et 2e
chargements) selon le degr d'endommagement du massif rocheux.
Contrainte Contrainte Contrainte
E1 E2 E2 E2
=1 >1 >> 1
E2 E1 E2 E1 E2 E1
E1 E1
Dformation Dformation Dformation

a) b) c)
Figure 2.7: Variation des modules mesurs selon l'endommagement du massif rocheux. a) Massif
intact (comportement lastique linaire). b) Massif moyennement fractur. c) Massif trs fractur.
B) Mesure du suivi des dformations
Liu et Proulx (1996) ont utilis le suivi des dformations l'aide d'extensomtres pour valuer
l'endommagement. Un massif rocheux plus endommag gnre plus de dformations pour un
mme niveau de contraintes. En supposant que le niveau de contraintes demeure constant, le
17
module de dformation du massif aux diffrents points de mesures peut tre valu de faon
relative.
2.5 Critres d'endommagement
Les critres d'endommagement permettent de dterminer les conditions selon lesquelles le massif
rocheux subira un endommagement. On retrouve deux types de critres soit les critres permettant
d'valuer l'endommagement li aux contraintes induites et les critres spcifiques
l'endommagement caus par le sautage. Quelques-uns de ces critres sont prsents ici.
2.5.1 LE CRITRE MSDPU
Le critre MSDPu (pour Mises-Schleicher et Drucker-Prager Unifi) est avant tout un critre de
rupture qui permet de dfinir dans l'espace tridimensionnel la surface de rsistance ultime des
matriaux (Aubertin et Simon, 1996, 1998; Aubertin et al., 1999). Ce critre a t utilis avec succs
pour diffrents types de matriaux (tels que les roches dures peu poreuses, les roches tendres
poreuses, la fonte et le pltre) et peut tenir compte des effets d'chelle et de temps (Aubertin et al.
1999, 2000). La mme formulation a galement t utilise pour dterminer le seuil d'initiation de
l'endommagement (Aubertin et Simon, 1997). Ce critre peut donc tre utilis pour dterminer si les
contraintes induites gnrent de l'endommagement. Les principaux lments du critre sont
prsents dans ce qui suit.
La formulation multiaxiale est dtermine (dans l'espace usuel des invariants de contraintes) par
ce qui suit:
J 2 - F0 F = 0 (2.9)
Ici, F0 donne la forme et position de la surface de rupture dans le plan J 2 - I1 (I1 est le premier
invariant du tenseur de contraintes ij; J2 est le second invariant du tenseur de contraintes
dviatoriques Sij), alors que F dfinit la mme surface dans le plan des contraintes octadriques
(plan ). Les deux fonctions peuvent tre dfinies par:
( ) 2 1/ 2
F0 = 2 I12 2a~1I1 + a~22 a'3 I1 I c

(2.10)
b
F = (2.11)
[b ]
1/ 2
2 2 2 o
+ (1 b )sin (45 1.5)
Les principaux paramtres de ces fonctions peuvent tre obtenus des quations suivantes:
18
2sin
= (2.12)
3 (3 sin)
~ ~ ~2 ~ 2
a~ 1 = c t c ( t / b)
(2.13)
2 6 2 (
~ + ~ )
c t
1/ 2
~ + (
~ / b2 )
a~ 2 = c t 2 ~ ~
(2.14)
~ ~
3( c + t ) c t

a'3 = a3 (1 - ) (2.15)
~
c = c (2.16a)
~
t = t (2.16b)
Dans l'quation (2.10), les deux premiers termes de la partie de droite ont t initialement dfinis
pour des roches peu poreuses. Le dernier terme permet l'extension du critre aux roches poreuses
qui peuvent tre amenes la rupture mme sous de fortes contraintes hydrostatiques, lorsque I1
excde la valeur limite Ic. Dans le cas de roches dures peu poreuses, le paramtre a3 est nul.
Une reprsentation schmatique du critre MSDPu est prsente la figure 2.8, pour F0 (fig.2.8a)
et F (fig.2.8b) avec = 1, montrant l'influence des diffrents paramtres. Ici, reprsente
l'angle de Lode dfini dans le plan des contraintes octadriques () (-30 30). Pour des
roches isotropiques soumises des essais en compression triaxiale conventionnelle (CTC), le
critre devient pratiquement le critre de Mises-Schleicher faible contrainte moyenne et se
rapproche de la formulation de Drucker-Prager (avec une pente ) haute contrainte moyenne
(Aubertin et Simon, 1996; Aubertin et al., 1999).
a) x
1/2
b)
J2
= 30
F=1 = 0

C TC F=b F = 1
1
= 30
RTE
1 /2 F = b
c /3
MSDP u
a2 1 /2
J2 = (I 1 - a 1 )
I1 y z
a1 Ii c
Figure 2.8: Reprsentation schmatique du critre MSDPu (pour = 1 et I1 < Ic): a) dans le plan
J 2 - I1, CTC: compression triaxiale conventionnelle ( = 30), RTE: extension
triaxiale ( = -30); b) dans le plan (d'aprs Aubertin et al., 2000).
19
Dans les quations prcdentes, les paramtres , a1 et a2 sont obtenus partir des proprits de
base du matriau: c et t, les rsistances en compression uniaxiale et en tension (en valeur
absolue); , l'angle de friction ( r ou b, les angles de friction rsiduelle ou de base). Les
autres composantes incluses dans la formulation sont a3 et Ic dfinis dans le plan J 2 - I1 et b
dont le sens est illustr la figure 2.8b. Typiquement, 0,7 b 1 mais dans la majorit des cas,
il a t observ que b 0,75 pour les roches peu poreuses. Le paramtre a t dfini
prcdemment (voir la section 2.2.3).
La formulation peut galement tre utilise pour dterminer le seuil d'initiation de

l'endommagement caus par les contraintes induites tel que dfini par les points B ou C de la figure
2.1. Il suffit, dans la formulation du critre, de remplacer la valeur des proprits du matriau (c, t
et ) par les valeurs correspondantes aux points B (cB, tB et B) ou C (cC, tC et C) (Aubertin et
Simon, 1997). Les valeurs de cB et cC peuvent tre facilement dduites des courbes contrainte-
dformation lors d'essais de compression uniaxiale. Les autres valeurs doivent cependant tre
dduites partir de lissage de courbe en ajoutant des essais de compression triaxiale
supplmentaires sur lesquels il est possible galement de dterminer le seuil d'endommagement. La
figure 2.9 montre l'application du critre MSDPu un granite.
350
scB = 120 MPa scC = 140 MPa Endommagement

sc = 160 MPa st = 12 MPa Point (C)
300 o o
FB = 35 FC = 48
J2 F = 52
o
Rsistance
250 ultime
(MPa)
200
Endommagement
Point (B)
150
100
Donnes - point B
Donnes - point C
Donnes - rsistance ultime
50
0
-50 50 150 250 350 450 550 650 750
I1 (MPa)
Figure 2.9: Application du critre MSDPu appliqu au granite de Lac du Bonnet pour la
rsistance ultime et les seuils d'endommagement B et C dfinis la figure 2.1 (D'aprs
Aubertin et Simon, 1997).
20
2.5.2 CRITRE DENDOMMAGEMENT INDUIT (DM)
Paventi (1995; Paventi et al., 1996) a propos un indice d'endommagement (DM) bas sur le
produit de cinq paramtres:
- La rduction de la rsistance de la roche intacte;

- La valeur du HCF;
- L'tat de la galerie obtenu par auscultation des parois l'aide d'une barre d'caillage;
- Le temps d'caillage normalis;
- La direction des structures gologiques par rapport la galerie
L'auscultation des parois peut cependant tre relativement subjective selon les individus et
difficile valuer. Paventi (1995) a galement propos un indice pour valuer l'endommagement
initial du massif rocheux. Cet indice (DI) est bas sur la rsistance de la roche et la prsence de
structures gologiques. L'valuation de ces indices pour une cinquantaine de voles a permis
d'tablir une relation entre l'endommagement initial et l'endommagement caus par le sautage
(figure 2.10). Cette relation est toutefois lie un patron de sautage dfini.
200
Massif peu Massif rsistance Massif trs rsistant
rsistant moyenne
Endommagement induit (DM)
Trs endommag Modrment Peu endommag

endommag
150
DM= exp(4,95 - 0,184 DI)

2
( R = 0,710 )
100
Endommagement induit lev

50
Endommagement induit moyen
Endommagement induit faible
0
0 5 10 15 20
Endommagement inhrent (D I )
Figure 2.10: Variation de l'endommagement induit en fonction de la qualit initiale du massif
rocheux (d'aprs Paventi, 1995).
21
2.5.3 AUTRES CRITRES BASS SUR LA PROPAGATION DES VIBRATIONS (PPV)
Plusieurs chercheurs ont propos des critres bass sur la vitesse maximale des particules lors du
sautage (Lizotte, 1996; Yu et Vongpaisal, 1996; Liu et Proulx 1996). La vitesse maximale des
particules (Peak Particule Velocity; PPV) lors du sautage peut tre mesure l'aide d'un systme
de gophones rpartis autour de la zone exploite. Cette vlocit s'attnue avec la distance de la
source selon une relation du type (Persson et al., 1994):
W
PPV = K (2.17)
R
o PPV est la vitesse maximale des particules (m/s), W est le poids des explosifs (kg), R est la
distance (m); K, et sont des constantes relies au massif rocheux. En roches dures, Persson et
al. (1994) suggre K = 0,7, = 0,7 et = 1,5. L'quation 2.17 est valable pour des distances
suprieures environ 3 mtres. Pour de faibles distances de la source dtonante, la figure 2.11
peut tre utilise.
3000
3m R
2000
PPV (mm/sec)
Zone o
l'endommagement
dbute
0,2 0,5 1,0 1,5 2,5 kg/m
1000
0
0 1 2 3
R (m)
Figure 2.11: Vitesse maximale des particules estime selon la distance du trou pour diffrentes
densits de chargement (d'aprs Persson et al., 1994).
La valeur de PPV partir de laquelle il y aura endommagement est influence par les proprits
du massif rocheux. Ainsi, Meyer et Dunn (1996) suggrent une valeur de 600 mm/s, Persson et
22
al. (1994) proposent une valeur de 700 1000 mm/s alors que Bauer et Calder (1978) ont not un
endommagement pour des valeurs variant entre 635 2540 mm/s.
Par ailleurs, Yu et Vongpaisal (1996) ont propos un critre d'endommagement caus par le
sautage, appel BDI (Blast Damage Index), qui en plus de tenir compte de la PPV, tient compte
de la rsistance dynamique de la roche, de la vitesse de propagation des ondes dans le massif et
de l'tat initial du massif rocheux. La valeur du BDI est donne par (Yu et Vongpaisal, 1996):
PPV d C
BDI = (2.18)
Kr T
o PPV est la vitesse maximale des particules (qui semble tre mesure environ 5 6 m de
distance) en m/s; d est la densit du massif rocheux en g/cm3; C est la vitesse des ondes de
compression dans le massif en km/s; Kr est une constante refltant l'tat initial du massif rocheux
(0<Kr1); T est la rsistance dynamique en tension du massif en MPa. La constante Kr peut tre
estime l'aide de la classification gomcanique RMR avec Kr = RMR/100. Des tudes de cas la
mine Kidd Creek (Ontario) ont permis d'tablir des types d'endommagement lis aux valeurs du
BDI (Tableau 2.1).
Tableau 2.1: Indice BDI et endommagement associ (d'aprs Yu et Vongpaisal, 1996).

BDI Type d'endommagement
0,125 Aucun endommagement aux excavations
0,25 Aucun endommagement apparent
0,5 Endommagement mineur et lger caillage
0,75 Endommagement moyen et caillage modr
1,0 Endommagement et caillage important; ncessite une rhabilitation
de l'excavation
1,5 Endommagement svre l'excavation; la rhabilitation peut tre
difficile ou impossible
2,0 Effondrement important; abandon de l'excavation
23
3. SITE L'TUDE
3.1 Gnralits
La mine Francoeur est un producteur aurifre situ 25 km l'ouest de Rouyn-Noranda. Elle est
la proprit de Mines Richmont inc. dont le sige social est situ Rouyn-Noranda. Depuis le
dbut des travaux de mise en valeur raliss par Mines Richmont, la mine Francoeur a produit
plus de 350 000 onces dor.
La mine Francoeur exploite un gisement filonien de pendage gnral de 40 (figure 3.1).

Cependant, des embranchements secondaires exploitables pouvant avoir un pendage jusqu' 65
sont rencontr. C'est le cas de la zone no 7 qui est exploite principalement par mthode
dabattage longs trous en combinaison avec quelques chantiers chambres-magasins. La mine est
actuellement desservie par deux puits (6 et 7) ayant respectivement 1559 et 2723 pieds (475 et
830 m) de profondeur. Le puits no 6 a t rhabilit en 1998 pour permettre l'exploitation de la
zone no 7.
Le site retenu pour les travaux de terrain est une galerie de ventilation situe sur le niveau 4 de la
mine Francoeur, une profondeur de 150 m (figure 3.2). La portion de la galerie utilise pour les
travaux est une portion de 80 pieds (24,4 m) de long, soit 10 voles. la mine Francoeur, une
vole brise de 7 8 pieds linaires de roche. Cinq voles ont t fonces avec un patron de
forage standard et cinq voles ont t fonces avec un patron de forage adouci. La dimension
planifie de la galerie est de 8,5 pieds de largeur par 9 pieds de hauteur. Des foreuses sur bquille
sont utilises pour effectuer le forage avec des trous de 1". Une mini-chargeuse sur rail est
utilise pour le dblaiement. Le transport est ralis l'aide d'une locomotive lectrique et d'un
wagon de 68 pi3. Le chargement des explosifs est fait de faon pneumatique.
Les travaux prliminaires ont dbut en aot 1999 et le fonage de la galerie a eu lieu en
septembre 1999. Les travaux post-sautage sur le site ont eu lieu d'octobre novembre 1999 et les
travaux en laboratoire de janvier 2000 fvrier 2001.
une vole est un cycle de sautage-dblayage
24
Figure 3.1: Section typique de la mine Francoeur.
25
Figure 3.2: Galerie de ventilation planifie au niveau 4.
26
3.2 Caractrisation du site
Afin de pouvoir bien caractriser le site l'tude, certains travaux ont t raliss avant le
percement de la galerie dans la zone d'tude. Ces travaux ont compris le forage de deux trous
pilotes de 80 pieds et de diamtre de 3 pouces mi-hauteur de la galerie sur toute la zone
tudie. Une inspection visuelle la camra a t ralise dans les trous et des essais au
dilatomtre ont t effectus dans l'un des trous. Des essais en laboratoire ont t raliss sur les
carottes de forages rcupres. Une fois la galerie fonce, un relev des discontinuits a t fait
pour permettre l'valuation de la cote RMR. La description gologique des forages a t ralise
par M. Jacques Daigneault, chef gologue la mine Francoeur. Les essais au dilatomtre et
l'observation des trous la camra ont t raliss par le personnel de CANMET (Labrie et
Conlon, 1999).
3.2.1 GOLOGIE
La figure 3.3 prsente la gologie de la zone tudie. Il avait t prsum au dbut de l'tude que
le massif rocheux tait homogne. Toutefois, il est possible de remarquer que la galerie dbute
dans de l'andsite, puis traverse une zone de gabbro pour les voles 5 8 pour revenir dans de
l'andsite.
Gabro / Andsite
Andsite Micro-gabbro
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
Figure 3.3 Gologie du site tudi.
3.2.2 PROPRITS GOMCANIQUES
La figure 3.4 montre la variation du RQD mesur dans les trous de forage. Il est possible de
remarquer une diminution importante du RQD pour les deux dernires voles. Cette diminution a
galement t observe la camra dans les trous de forage (Labrie et Conlon, 1999). Le relev
des discontinuits a galement permis l'valuation de la cote RMR le long de la galerie (figure
3.5). Il y a galement une augmentation de la cote dans le gabbro et une rduction importante
pour les deux dernires voles.
27
80
Patron standard Patron adouci
75
70
RQD Moyen
65
60
55
50
45
40
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
Vole
Figure 3.4: Variation du RQD calcul dans les trous pilotes le long de la galerie.
65
60
55
RMR
50
45
40
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
Vole
Figure 3.5: Variation de la cote RMR le long de la galerie.
28
Une camra a galement t utilise pour observer l'intrieur des trous de forage. Seul le trou #2
a permis d'obtenir des rsultats sur toute la longueur du trou, le trou #1 tant partiellement rempli
d'eau. Le tableau 3.1 prsente les observations ralises dans le trou #2.
Tableau 3.1: Inspection du trou pilote #2 (d'aprs Labrie et Conlon, 1999).

Distance
(m) Vole Remarques
0.0 - 2.4 1 Section gnralement intacte, endommagement mineur, cisaillement lger
2.4 - 4.9 2 Gnralement intact, matriau de remplissage lgrement cisaill
4.9 - 7.3 3 Gnralement intact, matriau de remplissage lgrement cisaill
7.4 - 9.8 4 Gnralement intact, godes
9.8 - 12.2 5 Gnralement intact
19.5 - 22.0 9 Godes, cisaillement des matriaux de remplissage, endommagement lger prononc
22.0 - 24.0 10 Godes, cisaillement des matriaux de remplissage, endommagement lger prononc
Ces observations confirment que les voles 9 et 10 sont dans un massif rocheux plus fractur que
les autres voles.
Des essais de rsistance en compression uniaxiale et de compression diamtrale (brsilien) ont

t raliss sur les carottes des trous pilotes. La figure 3.6 montre la variation de la rsistance en
compression uniaxiale (C0) et en tension (T0) et le module de dformation (E) le long de la zone
d'tude. Le tableau 3.2 prsente les valeurs moyennes de ces paramtres selon le type de roche.
Plus de dtails sur ces essais sont donns en annexe.
Tableau 3.2: Proprits mcaniques moyennes obtenues en laboratoire.

Andsite Gabbro
Rsistance en C0 (MPa) 75,5 146,3
compression uniaxiale Nombre d'essais 5 4
Coefficient de variation* 44% 36%
T0 (MPa) 12,3 10,4
Rsistance en tension Nombre d'essais 6 4
E (GPa) 62,0 59,3
Module de dformation Nombre d'essais 5 4
0,23 0,25
Coefficient de Poisson Nombre d'essais 5 4
*
Coefficient de variation = cart-type/moyenne
29
25
250
200 20
T0 (MPa)
C0 (MPa)
150 15
100 10
50 5
0 0
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
a) Vole b) Vole
100
Module de dformation E (GPa)

80
Andsite
60
40
Gabbro
20
0
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
c) Vole
Figure 3.6: Variation des proprits mcaniques le long de la galerie (un essai par vole). a)
Rsistance en compression uniaxiale. b) Rsistance en tension. c) Module de
dformation.
On peut remarquer que le gabbro a une rsistance en compression uniaxiale trs suprieure
celle de l'andsite. Notons toutefois une grande variabilit dans les rsultats et le nombre restreint
d'essais.
3.3 Fonage de la galerie
Dans le cadre de cette tude, dix voles ont t prises dont cinq avec un patron de forage
standard et cinq avec un patron de sautage adouci.
3.3.1 PATRON DE FORAGE STANDARD
Le patron de forage standard a t tabli par l'quipe de mineurs affecte au dveloppement de la

galerie et par le personnel de supervision de la mine. La figure 3.7 montre le patron de forage
standard et la squence de tir. Celui-ci a consist en 35 trous de 1" chargs et 3 trous non
chargs alss 2". Tous les trous ont t chargs pneumatiquement l'ANFO (mlange de
nitrate d'ammonium et huile chauffage) sauf les trous du bouchon (dlais 1 8) et ceux du
plancher qui sont chargs l'aide d'explosifs en bton (de type Minerite 3). Les dtonateurs
utiliss taient de type Primadet LP.
30
8.5'
17 16 16 16 17
18" 20" 23" 23"
30"
13 14 16
14
12 13 15
11 10 14 15
8
9' 1
3
7 6 TROUS ALESES 3"
12 15 (TROUS PILOTES)
5
9
10 11
12 13 15 16
22"
18 17 17 18
28" 28" 28"
Figure 3.7a: Patron de forage standard (les numros reprsentent la squence de tir).
Figure 3.7b: Photographie montrant le patron de forage standard
31
3.3.2 PATRON DE SAUTAGE ADOUCI
Le patron de sautage adouci a t labor par Laurent Roy d'Explosifs ETI et Franois Girard de
Mines Richmont. Pour ce patron, il a t dcid de ne modifier que le haut du patron en laissant
la partie infrieure identique au patron de sautage standard. Au total, six trous supplmentaires
sont fors. La figure 3.8 prsente le patron de forage adouci. De plus, les trous au toit de la
galerie (dlais 17 et 18) contiennent du cordeau dtonant 25 grains afin de rduire la puissance
explosive dans ces trous. Par rapport au patron standard, deux trous ont t ajouts la paroi et
une range de quatre trous a t ajoute mi-distance de la deuxime range.
Les deux patrons de sautage ont t strictement respects pour les dix voles, afin de minimiser
les variations de conditions entre les sautages. Les travaux d'excavation ont t raliss par la
mme quipe de mineurs.
17 17 17 17 17
18 16" 18
12"
16 15 15 16
14 13 14
16
12
13
15
11
10
8
9' 1 3
16
14 TROUS ALESES 3"
6 (TROUS PILOTES)
7 5
11 9 10
12
15 16
13
12 13 15
18 17 17 18
Figure 3.8a: Patron de forage adouci (les numros reprsentent la squence de tir). Les trous au
toit de la galerie (dlais 17 et 18) contiennent galement du cordeau dtonant 25
grains.
32
Figure 3.8b: Photographie montrant le patron de forage adouci
33
3.4 Travaux de terrain raliss
Les travaux raliss ont t effectus en trois tapes distinctes, soit les travaux pr-fonage
(juillet-aot 1999), le fonage de la galerie (septembre 1999) et les travaux post-fonage (octobre
1999 - fvrier 2001).
Les travaux pr-fonage ont compris:

- le forage de deux trous pilotes de 3" de diamtre sur toute la longueur de la zone d'essai;
- l'inspection et description des carottes de forage;
- l'inspection visuelle du massif rocheux dans les trous de forage l'aide d'une camra;
- des essais dilatomtriques dans les trous de forage afin d'en mesurer la dformabilit*.
Les travaux raliss durant le fonage de la galerie ont compris:

- l'inspection visuelle des rsultats des sautage;
- des tudes de temps et quantit de roche abattue;
- valuation des difficults lies l'installation du soutnement.
Les travaux de terrain post-sautage ont compris:

- le forage de deux trous de 3" de diamtre, long de 5' dans le toit de la galerie situs au
milieu de chaque ronde (20 trous au total);
- l'inspection visuelle du massif rocheux dans les trous de forage l'aide d'une camra*;
- des essais dilatomtriques dans les trous de forage afin d'en mesurer la dformabilit*;
- le relev des diaclases et la caractrisation gomcanique du massif rocheux dans la
zone d'intrt;
- la cartographie gologique du site;
- des essais en laboratoire sur les carottes de forage rcupres.
travaux raliss par CANMET
34
4. RSULTATS DES TRAVAUX
L'objectif des travaux de cette tude tait d'valuer l'endommagement caus par le sautage pour
deux patrons de forage diffrents. Il a t mentionn au chapitre 2 qu'il y avait trois causes
possibles d'endommagement soit l'endommagement inhrent (ou initial), l'endommagement
caus par l'accroissement de l'tat de contraintes et l'endommagement caus par le sautage. Ces
endommagements sont traits sparment dans ce qui suit.
4.1 Endommagement inhrent
Des mesures au dilatomtre ont t ralises dans un des trous pilotes sur une longueur de 36
pieds (11 m) avant le foncement de la galerie. Ces travaux ont t raliss par CANMET (Labrie
et Conlon, 1999) qui possde le matriel et l'expertise ncessaire ce type d'essais. Des
problmes avec l'quipement ont empch l'valuation du module de dformation sur toute la
longueur de la galerie. Le tableau 4.1 prsente les rsultats obtenus.
Tableau 4.1: Modules de dformation obtenus lors des essais au

dilatomtre dans les trous pilotes (d'aprs Labrie et Conlon, 1999).
Vole Distance 1er chargement 2e chargement
(m) (GPa) (GPa)
1 1,55-2,00 24,7 30,2
2,55-3,00 24,4 30,6
2 3,55-4,00 26,1 30,3
4,55-5,00 28,4 31,9
5,55-6,00 30,5 31,5
3 6,55-7,00 31,1 34,6
7,55-8,00 26,4 31,3
4 8,55-9,00 28,3 37,4
9,55-10,00 33,5 35,9
5 10,55-11,00 34,2 ---
la section 2.2, il a t montr que l'on pouvait valuer l'endommagement par un paramtre de
continuit . En combinant les quations (2.4) et (2.5) on obtient:
~ ~
E E
= 1 D = 1 1 = (4.1)
E E
~
o D est le paramtre d'endommagement, E est le module de dformation apparent du matriau
endommag et E est le module de dformation du matriau intact. Sil est considr que le
matriau intact est bien reprsent par les essais en laboratoire, il est possible destimer le
35
~
paramtre de continuit d l'chelle du dilatomtre en utilisant comme valeur de E , le module
obtenu lors des essais au dilatomtre (1er chargement). Le tableau 4.2 prsente les valeurs de d
obtenues avec cette approche.
Tableau 4.2: valuation de l'endommagement par les mesures au dilatomtre.

Vole Distance ~ E d d moyen
E
(m) (GPa) (GPa)
1 1,55-2,00 24,7 71,1 0,347 0,347
2,55-3,00 24,4 71,1* 0,343
2 3,55-4,00 26,1 71,1* 0,367 0,370
4,55-5,00 28,4 71,1* 0,399
5,55-6,00 30,5 78,3 0,390
3 6,55-7,00 31,1 78,3 0,397 0,394
7,55-8,00 26,4 65,4 0,404
4 8,55-9,00 28,3 65,4 0,433 0,418
9,55-10,00 33,5 63,9 0,524
5 10,55-11,00 34,2 63,9 0,535 0,530
*
Aucune valeur disponible pour cette vole; la valeur utilise est celle de la vole #1.
Il est toutefois gnralement reconnu que le volume impliqu dans un essai au dilatomtre est
infrieur au volume impliqu dans la dformation du massif rocheux. En fait, le volume impliqu
lors d'un essai au dilatomtre serait de l'ordre de 0,05 0,06 m3 (Wittke, 1990). Celui des
prouvettes de roches testes est de 0,0002 m3, soit de 300 fois infrieur. Un autre lment
dmontrant que les valeurs de d obtenues ne refltent pas rellement l'endommagement du
massif rocheux est le manque de corrlation entre d et les valeurs de RQD et RMR tel qu'illustr
la figure 4.1. Par ailleurs, il y a une augmentation notable de la valeur de d pour la vole #5,
qui correspond un changement de type de roche (de l'andsite au gabbro).
0.6 0.6
0.5 0.5
0.4 0.4
d
0.3 0.3
0.2 0.2
0.1 0.1
0 0
66 68 70 72 74 76 52 54 56 58 60
RQD RMR
a) b)
Figure 4.1: Corrlation entre le paramtre de continuit et a) la valeur du RQD; b) la cote
RMR.
Pour valuer la valeur de l'endommagement inhrent du massif rocheux, il faut tenir compte de la
prsence de discontinuits. L'approche propose par Aubertin et al. (2000) est ici utilise avec
l'quation (2.6) donne par:
36
3
RMR
= 100 0,5 1 cos avec 100 = cL
100 c
o 100 reprsente la rsistance avec un RMR = 100, c'est--dire l'chelle o seul l'ajout de
nouveaux dfauts comme des discontinuits rduira la rsistance. Par ailleurs, si les mesures au
dilatomtre ne permettent pas de dterminer la valeur relle de l'chelle du massif rocheux, la
valeur de d pourrait bien tre une borne suprieure de la valeur 100. C'est toutefois l un aspect
qui n'a jamais t tudi et qui sera discut dans le chapitre suivant. La valeur usuelle de cL est
gnralement dans la plage de 0,1 0,5 c avec une moyenne qui tourne autour de 0,2 0,3 c
(Aubertin et al. 2000). Ici, une valeur de 0,3 est utilise pour 100. partir de l'quation (2.6), on
obtient donc les valeurs du paramtre de continuit et de l'endommagement pour le massif
rocheux donnes au tableau 4.3.
Tableau 4.3: Endommagement inhrent du massif rocheux bas sur la cote RMR.
Vole Type de roche RMR D (= 1 - )
1 Andsite 54 0,053 0,947
2 Andsite 54 0,053 0,947
3 Andsite 53 0,049 0,951
4 Andsite 53 0,049 0,951
5 Gabbro 59 0,079 0,921
6 Gabbro 59 0,079 0,921
7 Gabbro 61 0,090 0,910
8 Gabbro 58 0,073 0,927
9 Andsite 46 0,025 0,975
10 Andsite 47 0,028 0,972
Il y a donc une variabilit de l'endommagement inhrent un peu plus importante pour l'andsite,
avec des valeurs de 94,7 97,5% pour l'andsite et de 91,0 92,7% pour le gabbro. Les valeurs
moyennes de sont respectivement de 0,043 pour l'andsite et de 0,080 pour le gabbro. On peut
donc considrer l'endommagement inhrent trs important avec une rsistance du massif rocheux
de l'ordre de 4 8% seulement de la rsistance obtenue en laboratoire sur des prouvettes de
roche.
4.2 Endommagement caus par l'accroissement de contraintes
Pour valuer si l'accroissement de contraintes gnr par l'excavation de la galerie a caus de

l'endommagement, il faut pouvoir:
- dterminer l'tat de contraintes autour de l'excavation;

- dterminer le seuil d'initiation de l'endommagement du massif rocheux.
37
4.2.1 CONTRAINTES INDUITES LA PAROI
L'endroit o l'accroissement dans l'tat de contraintes sera le plus important est situ directement
la paroi de l'excavation. Ces contraintes peuvent tre values l'aide de la modlisation
numrique. Le modle requiert toutefois la connaissance des contraintes initiales prsentes dans
le massif rocheux. Des mesures de contraintes in situ ralises la mine Francoeur une
profondeur de 687 m ont donn les rsultats suivants (Corthsy et al., 1997):
1 = 21,9 MPa avec un azimut de 230 et pendage de 5

Les contraintes 1 et 2 sont donc quasi-horizontales et 3 v. Transposs la profondeur de

150 m, ces rsultats seraient:
1 = 5,0 MPa
2 = 3,0 MPa
3 = 2,3 MPa
La figure 4.2 prsente l'orientation des contraintes

principales et l'orientation de la galerie. Il est possible N
de voir qu'aucune des contraintes principales Galerie
horizontales n'est dans l'axe de la galerie. Il serait
toutefois possible de dmontrer que la situation qui
amnerait la plus grande concentration de contraintes
est celle o 1 est perpendiculaire la galerie. C'est
cette approche qui a t utilise pour la modlisation
2D.
Pour modliser la galerie, le logiciel PHASES (version

2.32) a t utilis. PHASES est un logiciel hybride
(lments finis et frontires) 2D spcialement
dvelopp pour les excavations souterraines (Hoek et Figure 4.2: Orientation des contraintes
al., 1994). Pour cette analyse, le massif rocheux a t principales horizontales et
modlis comme tant homogne et ayant un de la galerie.
comportement lastique linaire isotrope. La figure 4.3
montre les isocontours de la contrainte principale majeure obtenue l'aide du modle.
Comme c'est gnralement le cas, la simulation montre une augmentation des contraintes au toit
et au sol de la galerie (principalement dans les coins) et une rduction de celles-ci la paroi des
murs. La contrainte principale majeure maximale la paroi est de l'ordre de 12 MPa.
38
Figure 4.3: Isocontours de la contrainte principale majeure rsultante (1) autour de la galerie
(valeurs en MPa).
4.2.2 SEUIL D'INITIATION DE L'ENDOMMAGEMENT
Pour dterminer le seuil d'initiation de l'endommagement, le point B de la figure 2.1 a t utilis

comme point de rfrence. Celui-ci correspond au niveau de contrainte partir duquel la courbe
de la dformation transversale cesse d'tre linaire. Ce point a t dtermin pour tous les essais
de compression uniaxiale raliss et prsents en annexe. De plus, une srie d'essais de
compression triaxiale faible confinement a t ralise au laboratoire de CANMET Ottawa
(Labrie, 2000). Ces rsultats sont galement prsents en annexe. Ces essais, et les essais de
compression diamtrale, ont permis d'tablir les courbes enveloppes de rsistance ultime et du
seuil d'initiation l'endommagement avec le critre MSDPu. Les figures 4.4 et 4.5 montrent les
courbes obtenues pour l'andsite et le gabbro respectivement.
39
140
140
scB = 44 MPa
sc = 85 MPa
120
st = 10 MPa
stB = 5 MPa
J2 120
J2 o frB = 55o
fr = 55 (MPa)
(MPa) 100 100
80 80
60 60
Donnes Donnes
Critre - MSDPu Critre MSDPu
40 40
20 20
0 0
-50 0 50 100 150 200 250 -50 0 50 100 150 200 2
I1 (MPa) I1 (MPa)
a) b)
Figure 4.4: Application du critre MSDPu pour les essais sur l'andsite. a) Rsistance ultime. b)
Seuil d'initiation de l'endommagement.
140 140
sc = 130 MPa scd = 70 MPa

120 120
st = 12 MPa std = 8 MPa
J2 o
J2 o
fr = 53 frd = 53
(MPa) 100 (MPa) 100
80 80
60 Donnes 60 Donnes
Critre MSDPu Critre MSDPu
40 40
20 20
0 0
-50 0 50 100 150 200 250 -50 0 50 100 150 200 250
I1 (MPa) I1 (MPa)
a) b)
Figure 4.5: Application du critre MSDPu pour les essais sur le gabbro. a) Rsistance ultime. b)
Seuil d'initiation de l'endommagement.
partir de ces rsultats, il est possible de constater que le seuil d'initiation de l'endommagement
est pratiquement identique pour les deux types de roche et se situe environ 53% de la rsistance
ultime.
4.2.3 VALUATION DE L'ENDOMMAGEMENT
Pour valuer s'il y a eu endommagement l'chelle du massif rocheux, il faut utiliser les valeurs
l'chelle du massif. Avec le modle MSDPu, la rsistance l'chelle du massif rocheux est
dtermine l'aide du paramtre de continuit . Les valeurs utilises ici sont les valeurs
minimales du tableau 4.3, soit = 0,025 pour l'andsite et = 0,073 pour le gabbro. Les figures
4.6 et 4.7 prsentent les courbes enveloppes de la rsistance ultime et du seuil d'initiation de
40
l'endommagement du massif rocheux. Les contraintes induites la paroi du toit de l'excavation
obtenues par modlisation numrique et les contraintes initiales sont galement indiques sur ces
figures.
7 Rupture
Endommagement
6 Contraintes induites
J2 Contraintes in situ
(MPa) 5
0
-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16
I1 (MPa)
Figure 4.6: Comparaison pour l'andsite entre le critre MSDPu pour la rsistance ultime et le
seuil d'endommagement et les contraintes induites au toit de l'excavation obtenues
par modlisation ( = 0,025).
7
Rupture
Endommagement
6
Contraintes induites
J2 Contraintes in situ
(MPa) 5
0
-2 0 2 4 6 8 10 12 14 16
I1 (MPa)
Figure 4.7: Comparaison pour le gabbro entre le critre MSDPu pour la rsistance ultime et le
seuil d'endommagement et les contraintes induites au toit de l'excavation obtenues
par modlisation ( = 0,073).
41
Les rsultats prsents sur ces figures montrent que les contraintes induites sont infrieures au
seuil d'initiation de l'endommagement mme si celui-ci est trs faible pour l'andsite. La
principale raison de ceci est que la galerie est faible profondeur et que les contraintes in situ
sont trs faibles. Notons galement que les courbes de rsistance ultime et du seuil d'initiation de
l'endommagement sont trs prs l'une de l'autre pour l'andsite. Ceci est d au fait que le massif
rocheux est initialement trs fractur avec un RMR relativement faible. La rsistance du massif
est alors principalement lie l'angle de friction du matriau, qui est le mme pour la rsistance
ultime et pour le seuil d'initiation de l'endommagement.
Il est donc possible de conclure qu'il n'y a pas d'endommagement li la concentration de

contraintes au toit de la galerie. De plus, puisque le seuil dinitiation de lendommagement peut
galement tre considr comme la rsistance trs long terme (e.g., Aubertin et al., 2000), cela
signifie que la galerie est stable long terme sil ny a aucun changement dans ltat de
contrainte.
4.3 Endommagement caus par le sautage
L'valuation directe de l'endommagement caus par le sautage est difficile raliser. Ainsi,
plusieurs indices indirects ont t valus pour mesurer et comparer l'endommagement reli
chacun des patrons de forage.
4.3.1 OBSERVATIONS VISUELLES
A) Half Cast Factor (HCF)
Tel que mentionn au chapitre 2, plus le HCF est lev (maximum 100%), moins le massif
rocheux aura t endommag lors du sautage. Le HCF a t valu pour chacune des voles. Le
tableau 4.4 montre les rsultats obtenus.
Tableau 4.4: HCF mesur aprs le sautage.

Vole Patron standard Vole Patron adouci
1 33% 6 53%
2 31% 7 57%
3 33% 8 36%
4 33% 9 50%
5 57% 10 43%
Moyenne 37% 48%
Variation --- +11%
Le patron adouci montre donc une amlioration moyenne de 11% pour le patron adouci.
42
B) caillage et installation du soutnement
Un autre type d'observation visuelle qui a t ralis est l'valuation des problmes lis
l'caillage et l'installation du soutnement. En ce qui a trait l'caillage, aucune diffrence
tangible n'a pu tre observe. Par contre, lors de l'installation du soutnement, le nombre de fois
o des fragments de roche (volume > 350 cm3) se dtachaient du toit lors du forage des trous a
t not. Le tableau 4.5 montre les rsultats obtenus.
Tableau 4.5: Nombre de roches ( V > 350 cm3) tombes par trous fors
lors de l'installation du soutnement.
Trous fors Roches Trous fors Roches
Vole tombes Vole tombes
(nb/trou) (nb/trou)
1 7 0,29 6 6 0,00
2 5 0,60 7 6 0,00
3 6 0,00 8 6 0,17
4 7 0,29 9 6 0,33
5 6 0,33 10 7 0,43
Moyenne 6,2 0,30 6,2 0,19
Variation --- --- --- -33%
Cet indicateur, bien que circonstanciel, donne toutefois une ide des liens avec le risque de
blessures lies des chutes de roches. Lors de l'utilisation du patron de sautage standard, on
enregistrait en moyenne une chute de roches par 3,4 trous fors au toit. Pour le patron adouci
cette moyenne a diminu une chute par 5,2 trous fors. Ceci dnote une amlioration de 33%
en faveur du patron adouci.
C) Observations dans les trous de forage tmoins
Aprs le percement de la galerie, deux trous de forage (A et B) de 3"de diamtre ont t raliss
au toit du chantier au milieu de chacune des voles. Des observations visuelles ont t ralises
dans les trous de forage l'aide d'une camra. Ces travaux ont t raliss par CANMET (Labrie
et Conlon 1999). partir des enregistrements vido obtenus, une valuation visuelle de la zone
d'endommagement a pu tre tablie par CANMET. L'paisseur d'endommagement au toit, une
fois corrige selon le pendage de chacun des trous, est donne au tableau 4.6.
Tableau 4.6: Profondeur d'endommagement observ la camra (en m)

(d'aprs Labrie et Conlon 1999).
Vole A B Vole A B
1 0,25 0,75 6 0,05 0,25
2 0,75 1,00 7 0,20 0,65
3 0,75 0,60 8 0,38 0,20
4 1,00 0,65 9 1,00 0,55
5 0,30 0,40 10 1,25 0,95
Moyenne 0,62 0,53
Variation --- -9 cm
43
Il y a donc une diminution de l'paisseur d'endommagement d'environ 9 cm (ou de 14%) en
faveur du patron adouci.
4.3.2 ESSAIS EN LABORATOIRE
Deux sries d'essais ont t ralises sur les carottes rcupres des forages effectus au toit de la
galerie. Quelques essais de compression uniaxiale raliss l'cole Polytechnique ont donn les
rsultats prsents au tableau 4.7.
Tableau 4.7: Rsultats d'essais en compression uniaxiale post-sautage.

Vole Type de roche Trou C0 E
(MPa) (GPa)
1 Andsite A 87,60 71,7 0,25
3 Andsite A 65,90 77,1 0,22
5 Gabbro A 82,74 76,3 0,24
6 Gabbro B 129,17 53,9 0,21
7 Gabbro B 103,34 75,2 0,26
8 Gabbro* A 39,45 86,2 0,24
*
Rupture sur un plan structural
Par ailleurs, CANMET a effectu des essais de compression triaxiale ( contrainte de

confinement de 5 MPa) et des essais brsiliens pour dterminer la rsistance en tension. Les
tableaux 4.8a et 4.8b prsentent les rsultats obtenus.
Tableau 4.8a: Rsultats d'essai de Tableau 4.8b: Rsultats d'essai brsilien

compression triaxiale avec confinement de (d'aprs Labrie, 2000).
5 MPa (d'aprs Labrie, 2000).
Vole Type de roche Trou 1 Vole Type de roche Trou T0
(MPa) (MPa)
Andsite A 180,80 Andsite A 16,39
2 2 Andsite A 20,61
Andsite A 199,89
Andsite B 179,34 Andsite A 16,33
4
Andsite B 195,94 Andsite B 7,9
Gabbro A 159,42 Andsite B 10,06
Gabbro A 202,32 4 Andsite B 15,48
7 Andsite B 11,92
Gabbro A 175,52
Gabbro A 221,88 Andsite B 16,17
Andsite B 140,96 Gabbro A 16,77
10 Gabbro A 16,46
Gabbro B 216,56
Gabbro A 18,23
7
Gabbro A 16,40
Gabbro A 14,86
Gabbro A 13,64
Andsite B 13,99
10
Gabbro B 8,34
44
4.3.3 MESURES AU DILATOMTRE
Des mesures au dilatomtre ont galement t ralises dans les trous fors au toit aprs le
percement de la galerie. Les essais ont t raliss diffrentes profondeurs lorsque les
conditions la paroi du trou permettaient la ralisation de ce type d'essai. Le tableau 4.9 montre
les rsultats obtenus lors de ces essais au dilatomtre, o E1 reprsente le module du premier
chargement et E2 le module du second chargement. Le tableau 4.10 prsente les valeurs
moyennes obtenues.
Tableau 4.9: Valeurs du module de dformation pour les essais au dilatomtre

Vole Type de roche Trou Profondeur E1 E2 E2/E1
(m) (GPa) (GPa)
1 Andsite A 0,35-0,80 36,8 44,3 0,831
Andsite A 0,80-1,25 31,6 38,6 0,820
2 Andsite B 0,55-1,00 49,4 45,7 1,082
Andsite B 0,95-1,40 39,4 45,9 0,857
Andsite A 0,50-0,95 45,9 51,5 0,890
Andsite A 0,90-1,35 40,6 48,5 0,837
3 Andsite B 0,62-1,07 25,5 30,4 0,838
Andsite B 0,80-1,25 40,0 57,0 0,702
Andsite B 0,45-0,90 25,8 31,8 0,811
4 Andsite B 0,85-1,30 33,7 41,3 0,816
Gabbro A 0,62-1,07 31,0 34,6 0,897
Gabbro A 0,80-1,25 29,5 36,2 0,815
5 Gabbro B 0,42-0,87 24,0 26,8 0,895
Gabbro B 0,78-1,23 27,0 31,7 0,850
Gabbro A 0,25-0,70 39,9 47,0 0,849
Gabbro A 0,60-1,05 38,3 45,9 0,833
Gabbro A 0,90-1,35 31,6 38,4 0,823
6
Gabbro B 0,25-0,70 28,1 31,9 0,883
Gabbro B 0,55-1,00 24,7 31,9 0,774
Gabbro B 0,83-1,28 28,6 33,5 0,853
Gabbro A 0,25-0,70 43,9 49,0 0,895
Gabbro A 0,55-1,00 47,6 49,3 0,964
7 Gabbro A 0,82-1,27 41,6 48,8 0,852
Gabbro B 0,55-1,00 39,5 41,2 0,960
Gabbro B 0,75-1,20 30,7 34,7 0,885
Gabbro B 0,25-0,70 33,9 40,2 0,844
8 Gabbro B 0,60-1,05 29,0 26,8 1,082
Gabbro B 0,90-1,35 28,3 31,3 0,906
10 Andsite B 0,95-1,40 26,9 33,2 0,809
Tableau 4.10: Valeurs moyennes du module de dformation

1er chargement 2e chargement
(GPa) (GPa)
Avant percement 29,1 32,6
Patron standard 34,3 40,3
Patron adouci 34,2 38,9
45
Le premier lment qu'il est possible dobserver est l'augmentation du module de dformation
moyen aprs le percement. Cette observation peut sembler contradictoire avec le fait que le
massif avant sautage est cens tre moins endommag. Il faut cependant tenir compte de deux
facteurs: 1 l'tat de contrainte dans le massif est diffrent et 2 l'orientation des essais diffre
galement. Aprs le percement de la galerie, l'tat de contrainte au pourtour de la galerie est
passablement suprieur l'tat initial. Ceci a pour effet de fermer certaines fissures et
d'augmenter la rsistance au dplacement, ce qui gnre un module de dformation plus lev.
L'orientation de la mesure peut galement affecter le module de dformation si le massif prsente
de l'anisotropie.
Le deuxime lment observable est le peu de variation entre les modules de dformation
moyens pour les diffrents patrons de sautage. En fait, le patron de sautage adouci prsente un
module lgrement plus faible qui semble indiquer un plus grand endommagement. Une des
raisons qui peut expliquer ceci est que les observations la camra ont montr une diffrence
moyenne de zone endommage de 9 cm alors que la distance sur laquelle la mesure est effectue
est de 45 cm (longueur de la sonde). La zone d'essai ne semble donc pas permettre a priori
l'valuation de cette diffrence. Un second aspect est que ces valeurs sont les mesures moyennes
sur toute la longueur du trou, soit 1,5 m. En ne tenant compte que des essais raliss dans la
premire portion du trou (l o l'endommagement a eu lieu), les valeurs moyennes du module de
dformation sont plutt:
1er chargement
Patron de sautage standard: 34,1 GPa
Patron de sautage adouci: 37,1 GPa
Ceci reprsente alors une amlioration de 9% en faveur du patron de sautage adouci.
Par ailleurs, tout comme pour l'valuation de l'endommagement inhrent, il est possible
galement de dterminer le paramtre de continuit d. Les valeurs de celui-ci sont prsentes au
tableau 4.11. Lorsque disponible, le module de dformation de la roche intacte utilis est celui
des essais du tableau 4.7. Dans le cas contraire, les valeurs de E utilises sont celles du tableau
4.2. Lorsque ces donnes sont compiles, la valeur moyenne de d est de 0,490 pour le patron
standard et de 0,551 pour le patron adouci, soit une amlioration de 12%. En comparant selon le
type de roche, lamlioration est de 17% pour l'andsite et de 48% pour le gabbro en faveur du
patron adouci. Il est possible de remarquer ici que l'impact du sautage adouci est plus important
lorsque l'endommagement initial du massif rocheux est moindre. Ceci peut probablement
s'expliquer par le fait que lorsque le massif est trs fractur, mme un sautage adouci gnre des
forces trop grandes pour la rsistance du massif en tension. Cet aspect a galement t remarqu
dans les travaux de Paventi (1995) illustrs la figure 2.10.
Un autre lment de comparaison possible avec les mesures au dilatomtre est la diffrence entre
les modules de dformation du premier chargement (E1) et du second chargement (E2). Ainsi, tel
qu'illustr au chapitre 2, plus la roche est endommage, plus la diffrence entre les modules sera
importante. Le tableau 4.12 prsente les ratios E1/E2 moyens obtenus pour chaque vole. Les
rsultats montrent ainsi une valeur moyenne de 0,85 pour le patron standard et de 0,88 pour le
46
patron adouci, soit une amlioration de 3,5%. En comparant selon le type de roche, il y a une
amlioration de 3,8% pour le gabbro mais une dtrioration de 5,5% pour landsite. Cette
dtrioration peut probablement sexpliquer par lendommagement initial plus important pour la
vole 10.
Tableau 4.11: valuation de l'endommagement par les mesures au dilatomtre.

~
Vole Type de roche Profondeur E E d d moyen
(m) (GPa) (GPa)
1 Andsite 0,35-0,80 36,8 71,7 0,514 0,514
Andsite 0,80-1,25 31,6 71,1 0,445
2 Andsite 0,55-1,00 49,4 71,1 0,695 0,565
Andsite 0,95-1,40 39,4 71,1 0,554
Andsite 0,50-0,95 45,9 77,1 0,645
Andsite 0,90-1,35 40,6 77,1 0,571
3 0,493
Andsite 0,62-1,07 25,5 77,1 0,358
Andsite 0,80-1,25 40,0 77,1 0,563
Andsite 0,45-0,90 25,8 65,4 0,395
4 0,455
Andsite 0,85-1,30 33,7 65,4 0,515
Gabbro 0,62-1,07 31,0 76,3 0,406
Gabbro 0,80-1,25 29,5 76,3 0,387
5 0,369
Gabbro 0,42-0,87 24,0 76,3 0,314
Gabbro 0,78-1,23 27,0 76,3 0,353
Gabbro 0,25-0,70 39,9 53,9 0,739
Gabbro 0,60-1,05 38,3 53,9 0,710
Gabbro 0,90-1,35 31,6 53,9 0,587
6 0,591
Gabbro 0,25-0,70 28,1 53,9 0,522
Gabbro 0,55-1,00 24,7 53,9 0,458
Gabbro 0,83-1,28 28,6 53,9 0,531
Gabbro 0,25-0,70 43,9 75,2 0,584
Gabbro 0,55-1,00 47,6 75,2 0,633
7 Gabbro 0,82-1,27 41,6 75,2 0,553 0,541
Gabbro 0,55-1,00 39,5 75,2 0,526
Gabbro 0,75-1,20 30,7 75,2 0,408
Gabbro 0,25-0,70 33,9 64,5 0,526
8 Gabbro 0,60-1,05 29,0 64,5 0,450 0,472
Gabbro 0,90-1,35 28,3 64,5 0,439
10 Andsite 0,95-1,40 26,9 45,1 0,596 0,596
Tableau 4.12: Valeurs moyennes du ratio E1/E2.

Vole E1/E2
1 0,831
2 0,920
3 0,817
4 0,814
5 0,864
6 0,836
7 0,911
8 0,944
9 ---
10 0,809
47
4.3.4 AUTRES CRITRES D'ENDOMMAGEMENT
La section 2.5.3 a prsent des critres bass sur la vitesse maximale des particules PPV lors du
sautage. Bien que la PPV n'ait pas t mesure lors des sautages, il est possible de l'estimer
l'aide de relations empiriques.
A) Patron standard
La densit de chargement pour l'ANFO dans le patron standard tait de 0,76 kg/m. partir de la
figure 2.11, et pour un seuil d'endommagement de 1000 mm/s, une profondeur
d'endommagement de 75 cm est obtenue. Cette valeur est dans la plage des valeurs observes
dans les trous de forage tmoins. L'indice BDI propos par Yu et Vongpaisal (1996) et dcrit la
section 2.5.3 peut galement tre valu. En estimant la valeur des PPV 5 m de distance (qui
semble la distance de rfrence) l'aide de l'quation 2.17 et en utilisant les valeurs suggres
par Persson et al. (1994) soit K = 0,7, = 0,7 et = 1,5, la valeur des PPV est:
W (0,76 kg / m x 2,4m) 0,7

PPV = K = 0,7 = 0,1 m/s
R 51,5
La valeur du BDI peut ensuite tre calcule avec l'quation 2.18 avec les valeurs suivantes: la
densit de la roche d = 2.77 g/cm3; les valeurs de C et T utilises sont celles proposes par Yu et
Vongpaisal (1996) pour de l'andsite soit C = 6.2 km/s et T = 32 MPa; la valeur de Kr est la cote
RMR divise par 100. Le tableau 4.13 prsentent les valeurs obtenues. La moyenne est de l'ordre
de 0,098, ce qui signifie qu'il n'y a pas d'endommagement selon l'chelle propose par les auteurs
de l'indice. Il faut toutefois noter que cet indice a t propos pour valuer l'endommagement
visible la paroi des excavations.
B) Patron adouci
Pour valuer ces mmes indices pour le patron adouci, il faut valuer l'impact de l'utilisation d'un
cordeau dtonant dans les trous du toit. Selon Bushan et al. (1986), la puissance explosive avec
cette technique serait rduite d'environ 38%. Par ailleurs, Singh (1996) rapporte une rduction de
la PPV de 20% pour des trous de 1". Si on utilise les rsultats de Bushan et al. (1986), la
densit effective de chargement devient 0,62 * 0,76 kg/m = 0,47 kg/m. Avec la figure 2.11, une
profondeur d'endommagement d'environ 57 cm est obtenue (ce qui s'approche de la moyenne de
53 cm observe) pour une rduction de 24% par rapport au 75 cm obtenu avec le patron standard.
Si la rduction de PPV obtenue par Singh (1996) est utilise, le seuil d'endommagement devient
1250 mm/s (1000/0,8) et sur la figure 2.11, pour une densit de chargement de 0,76 kg/m, une
profondeur d'endommagement similaire est obtenue soit 58 cm. Pour l'indice BDI, la valeur de
PPV 5 m varie de 0,07 0,08 m/s selon l'approche utilise. Le tableau 4.13 prsente les valeurs
obtenues (avec PPV = 0,08 m/s). Il y a une variation importante de l'indice pour le patron adouci
avec une valeur moyenne de 0,080 soit une rduction de 18% par rapport au patron standard. Il
est galement possible de remarquer une augmentation importante de l'indice pour les deux
48
dernires voles du patron adouci, ce qui est corrobor par les observations dans les trous de
forage.
Tableau 4.13: Valeurs de l'indice BDI.

Vole RMR PPV (m/s) BDI
1 54 0,1 0,099
2 54 0,1 0,099
3 53 0,1 0,101
4 53 0,1 0,101
5 59 0,1 0,091
6 59 0,08 0,073
7 61 0,08 0,070
8 58 0,08 0,074
9 46 0,08 0,093
10 47 0,08 0,091
49
5. DISCUSSION
5.1 Aspects oprationnels
5.1.1 TUDE DE TEMPS
Un des objectifs de cette tude tait de vrifier s'il tait possible d'intgrer un patron de sautage
adouci dans le cycle de sautage tout en permettant aux mineurs de complter le cycle dans un
quart de travail. Les rsultats ont montr que le patron de sautage adouci utilis peut s'intgrer
dans le cycle l'intrieur du quart de travail. En effet, le forage des trous supplmentaires a
augment le temps de forage de 5 minutes en moyenne et d'au maximum 15 minutes (sur 2 h)
alors que le chargement a pris 10 minutes de plus (sur h) pour un total de 15 minutes
supplmentaires (sur un total de 3 h) ou une augmentation de 8%. Aucune diffrence notable n'a
t observe dans les temps d'caillage et d'installation du soutnement.
Les mineurs ont russi complter temps leur cycle pour les dix voles lies l'tude.
Toutefois, il est important de prciser que la distance de transport pour disposer de la roche
abattue tait trs courte soit environ 150 m. Une distance de transport plus importante aurait
augment le temps de dblaiement et rduit considrablement la marge de manuvre pour le
forage et le chargement des explosifs. Notons galement qu'aucun bris mcanique ne s'est
produit durant l'tude. Par ailleurs, mentionnons que pour les mines o le forage est mcanis, le
temps supplmentaire de forage requis pour le patron adouci peut ne pas tre un facteur
important.
5.1.2 IMPACT SUR LES COTS DE DVELOPPEMENT
Les modifications au patron de forage et de sautage a naturellement un impact sur les cots
associs au dveloppement de la galerie. Le forage de six trous supplmentaires (soit 48 pieds
linaires ou 14,6 m) augmente les cots, de mme qu'une quantit supplmentaire de matriel de
sautage est ncessaire (cordeau dtonant, dtonateurs et ANFO). Environ 12,5 kg d'ANFO
supplmentaire par vole taient ncessaires pour le patron de sautage adouci. Ainsi, les cots en
matriel ont augment de 9,7% lors de l'utilisation du patron de sautage adouci. Cependant, cette
augmentation n'est que 3,6% des cots totaux lorsque les cots de main-d'uvre (qui constituent
la majeure partie des cots de dveloppement) sont inclus.
50
5.1.3 IMPACT SUR LA SANT ET SCURIT DES TRAVAILLEURS
Bien que la rduction de l'endommagement du massif rocheux puisse avoir des impacts positifs
importants pour la scurit des travailleurs, l'augmentation de la quantit de forage peut
galement avoir des impacts ngatifs sur la sant des travailleurs. Dans le cas des mines
gisement filonien, le forage est souvent effectu manuellement l'aide de foreuse sur bquille.
Dans ce type de forage, les membres de l'oprateur sont soumis un certain niveau de vibration
qui peut permettre le dveloppement de la maladie des vibrations, communment appele le
syndrome de Raynaud ou des doigts blancs (Beaudet et al., 1985). L'augmentation du temps de
forage augmente la dure d'exposition du travailleur aux vibrations, ce qui peut augmenter le
risque de dvelopper cette maladie professionnelle.
5.2 valuation de l'endommagement
Dans cette tude, trois causes d'endommagement ont t identifies soit : l'endommagement
inhrent (caus lors de la formation du massif rocheux et au cours des res gologiques
subsquentes), l'endommagement caus par l'accroissement des contraintes suite au percement de
l'excavation et l'endommagement caus par la technique de percement.
5.2.1 ENDOMMAGEMENT INHRENT
Pour valuer l'endommagement inhrent, une approche base sur la mcanique de

l'endommagement en milieu continu (Continuum Damage Mechanics) a t utilise. Celle-ci fait
appel un paramtre d'endommagement D ou de continuit (= 1-D). La premire srie d'essai
au dilatomtre a permis d'valuer les paramtres de continuit l'chelle d'influence du
dilatomtre pour les cinq premires voles. Des difficults rencontres sur le terrain n'ont pas
permis la poursuite de ces mesures sur les cinq autres voles. Les valeurs du paramtre d
obtenues varient de 0,347 0,530. Une variation importante peut tre remarque pour la
cinquime vole, qui correspond galement un changement du type de roche, o la gologie
passe d'une andsite un gabbro. Par ailleurs, il a t montr que les valeurs obtenues de d n'ont
pas de relation avec les valeurs du RQD ou du RMR, ce qui tend dmontrer que le volume
impliqu dans ce type d'essai n'est pas influenc par la prsence de discontinuits.
Pour valuer l'endommagement l'chelle du massif, l'approche propose par Aubertin et al.
(2000) a t utilise. Celle-ci repose sur la classification gomcanique RMR et sur l'valuation
de l'effet de volume. Cet effet de volume, not 100, est donn par le ratio de la rsistance en
compression uniaxiale du bloc unitaire (cL) sur la rsistance en compression uniaxiale (c)
obtenue lors d'essai en laboratoire sur des prouvettes de dimension standardise. L'valuation de
cet effet de volume est toutefois difficile raliser en pratique puisqu'il ncessite la ralisation
d'essais sur des chantillons de diffrents volumes. Ce type de campagne d'essais est trs coteux
et rarement ralis pour des applications pratiques. Les valeurs moyennes de 100 dans la
51
littrature sont de l'ordre de 0,2 0,3 mais peuvent varier de 0,1 0,5 (Aubertin et al., 2000).
Une valeur de 0,3 a t postule dans cette tude. Puisque la mme valeur est utilise pour les
deux patrons de forage, l'influence de ce postulat est ici de moindre importance.
L'valuation de l'endommagement inhrent a montr que le massif rocheux dans la zone de

l'tude est fortement endommag comme c'est souvent le cas faible profondeur. Les rsultats
ont montr un paramtre de continuit variant de 0,025 0,090, ce qui signifie que la
rsistance du massif rocheux est au mieux 9% de la rsistance obtenue en laboratoire. La
relation utilise montre galement qu'une faible variation de la cote RMR a une influence
importante sur la rsistance. Ainsi, une valeur de RMR passant de 54 61 (augmentation de
13%) augmente de 0,053 0,090, soit une augmentation de la rsistance de 70%.
En ce qui a trait l'valuation de 100, une alternative moins coteuse pourrait tre l'utilisation du
d obtenu avec les essais au dilatomtre. En effet, plusieurs auteurs ont montr que la diminution
progressive de la rsistance peut gnralement tre relie une augmentation du volume de
l'chantillon en utilisant une loi de puissance (e.g., Jaeger et Cook, 1979; da Cunha, 1993). Ainsi,
mme si le volume influenc par le dilatomtre est moindre que le bloc unitaire, la valeur de d
pourrait tre relativement prs de celle de 100, comme en tmoigne les valeurs obtenues de d
qui s'approchent de la borne suprieure des valeurs de 100 retrouves dans la littrature. Cette
approche reposerait sur l'hypothse que l'effet d'chelle est identique pour le module de
dformation et pour la rsistance, une hypothse qui reste toutefois prouver. C'est l un aspect
qui n'a jamais t tudi spcifiquement mais qui pourrait tre une avenue intressante dexplorer
dans le futur.
5.2.2 ENDOMMAGEMENT CAUS PAR L'ACCROISSEMENT DE CONTRAINTES
Pour valuer s'il y avait eu endommagement caus par l'accroissement des contraintes la paroi,
un modle numrique a t construit. Une approche conservatrice a t utilise en considrant
dans le modle 2D que la contrainte horizontale maximale tait perpendiculaire la galerie, ce
qui n'tait pas exactement le cas. Cette approche mne des concentrations de contraintes qui
sont suprieures celles qui seraient obtenues par modlisation 3D puisque le cas le plus
dfavorable a t utilis.
Pour dterminer le seuil d'endommagement du massif rocheux, le critre MSDPu a t utilis

avec pour paramtre la valeur de la contrainte au point B de la figure 2.1. Bien que le point C soit
souvent utilis pour dfinir le seuil d'endommagement (e.g., Martin, 1993; Aubertin et Simon,
1997), il a t jug plus conservateur d'utiliser le point B. Ce seuil est aussi plus facile
dterminer comme en tmoigne les courbes des essais en laboratoire fournies en annexe. En
effet, le point C, dtermin par le point o la variation de la dformation volumique prend une
pente positive, n'est pas toujours identifiable sur les courbes obtenues. Fait intressant de noter,
les rsultats des essais ont montr un angle de friction trs lev (53 55), mme pour des
roches dures.
52
Les rsultats combins ont montr, malgr le haut niveau d'endommagement inhrent du massif
rocheux et en prenant sa rsistance minimale (avec un c de l'ordre de 9 MPa pour le gabbro et
de 2 MPa pour l'andsite), que le seuil d'initiation de l'endommagement n'tait pas atteint.
Mentionnons galement que Aubertin et al. (2000) ont propos que le seuil d'initiation de
l'endommagement soit considr comme tant la rsistance long terme des matriaux. Ainsi,
selon cette approche, il n'y aurait aucun danger pour la stabilit long terme de cette excavation,
condition videmment que d'autres excavations ne viennent pas modifier l'tat de contrainte de
la galerie.
5.2.3 ENDOMMAGEMENT CAUS PAR LE SAUTAGE
L'endommagement des roches est une caractristique difficile mesurer de faon absolue et
catgorique. Ceci est particulirement vrai pour l'endommagement caus par le sautage qui ne
s'tend gnralement que sur une faible distance l'intrieur du massif rocheux. C'est la raison
pour laquelle une tude comparative a t ralise.
Pour comparer les deux patrons de sautage, plusieurs indicateurs ont t utiliss. Tous les
indicateurs utiliss montrent que le patron de sautage adouci a rduit l'ampleur de la zone
d'endommagement au toit de la galerie. La rduction de l'endommagement varie de 3 14%
selon l'indicateur utilis. Bien que cette variation puisse sembler faible, il faut tenir compte des
variations dans la condition initiale du massif rocheux. En effet, ni le type de roche, ni la cote
RMR n'tait constante dans la zone d'tude. En fait, une dgradation importante de la qualit du
massif rocheux dans les deux dernires voles du patron adouci a rduit les valeurs moyennes
obtenues. La figure 5.1 montre bien cet aspect pour la profondeur d'endommagement. Le faible
nombre de mesures ne permet pas la dtermination d'une relation mathmatique statistiquement
fiable, mais elle montre que l'endommagement est influenc par la condition initiale du massif.
Cet aspect a galement t corrobor par Paventi (1995).
Par ailleurs, si on utilise le RMR comme critre de comparaison, trois zones distinctes sont
prsentes dans la galerie. La premire, avec une valeur de 53 54, correspond aux quatre
premires voles dans l'andsite. La deuxime, correspondant des valeurs de 58 61, se situe
dans le gabbro pour les voles 5 8. Finalement la dernire zone correspond l'andsite avec
une valeur de 46 47. tant donn la variation relativement importante entre les zones
d'andsite, il est difficile d'tablir une comparaison quitable. Pour le gabbro, il est possible de
faire cette comparaison. Ainsi, une amlioration moyenne de la profondeur d'endommagement
de 20% est obtenue en faveur du patron adouci. En comparant seulement les voles 5 et 6 o le
RMR est le mme, l'amlioration est de 43% ou 20 cm.
De plus, il faut galement considrer que mme une faible rduction d'endommagement peut
reprsenter nanmoins un gain apprciable sur la rsistance du massif rocheux. Ainsi, en
comparant les valeurs de d dans le gabbro et en prenant comme hypothse que 100 d,
l'augmentation moyenne de la rsistance est de 48% avec le critre de rupture MSDPu. De plus,
un massif rocheux moins endommag prsente moins de risques de chutes de roches par gravit
comme le dmontre le taux plus faible de roches tombes par trou for soit une rduction
53
moyenne de 33% et de 83% pour la zone situe dans le gabbro. Cela a donc un impact direct et
non ngligeable sur la scurit des travailleurs lors des oprations d'caillage et d'installation du
soutnement.
Profondeur d'endommagement (m)
1.40
y = 609.14e-0.1273x
R2 = 0.6952
Patron standard
1.20
Patron adouci
1.00
0.80
0.60
y = 56.419e-0.0904x
0.40 R2 = 0.6565
0.20
0.00
45 47 49 51 53 55 57 59 61 63 65
RMR
Figure 5.1: Variation de la profondeur d'endommagement en fonction de la cote RMR.
Un autre aspect dont il faut tenir compte est la qualit du forage et des accessoires de sautage.
L'angle avec lequel les trous priphriques sont fors doit demeurer constant afin que la distance
relle entre les trous soit la mme sur toute la longueur de la vole. En pratique, lors du
percement d'une galerie, plusieurs facteurs rendent difficile le maintien de cet angle constant d'un
trou l'autre tels que:
- une face de travail irrgulire;

- les discontinuits du massif;
- la hauteur du toit de la galerie versus la taille du travailleur;
- l'attention du travailleur.
Ces facteurs peuvent influencer de manire importante l'endommagement comme semble en

tmoigner les observations visuelles qui montrent des variations importantes dans une mme
vole. Ainsi, la profondeur d'endommagement observe montre des variations moyennes entre
les deux trous de 30 cm et pouvant aller jusqu' 50 cm. La qualit des accessoires de sautage est
54
galement importante. Pour que le sautage soit bien russi, les trous priphriques doivent
dtoner au mme moment. Une variation de quelques ms entre la dtonation de deux trous
adjacents augmentera la zone d'endommagement. Plusieurs tudes (e.g. Mohanty et al., 1990) ont
montr qu'il y avait gnralement une variation dans le temps de dtonation rel versus celui
nominal, et que cette variation avait des consquences sur l'endommagement.
5.3 Avantages du patron adouci
De manire thorique, le patron adouci prsente plusieurs avantages. Tel qu'illustr la figure
2.5, la rduction de l'espace entre les trous rduit la zone d'endommagement de l'onde de tension
rflchie, puisqu'en thorie, la zone d'endommagement est gale la moiti de l'espacement.
Ainsi, les zones d'endommagement thoriques seraient de 56 cm pour le patron standard et 40
cm pour le patron adouci. Ceci se situe dans la plage de valeurs observes. Il serait galement
possible de postuler qu'une profondeur d'endommagement observe infrieure ces valeurs
thoriques sont le rsultat d'un bon sautage et qu'une valeur suprieure rsulte d'un moins bon
sautage. Ainsi, les deux patrons analyss auraient russi dans 40% des fois avoir un
endommagement moindre la thorie de la moiti de lespacement. Il faut cependant rappeler ici
l'influence importante de la qualit initiale du massif rocheux.
De plus, la rduction de la puissance explosive dans les trous priphriques joue galement un
rle dans la rduction de l'endommagement. Comme l'ont dmontr les indices bass sur la PPV,
la rduction serait de l'ordre de 18 24% selon le critre utilis. Ainsi, l'utilisation de cordeau
dtonant dans les trous priphriques pour rduire la puissance explosive est souhaitable et
facilement applicable. Cependant, si la puissance explosive de la dernire range de trous est
rduite, il faut aussi rduire le fardeau afin d'avoir une fragmentation acceptable pour le
chargement et le transport de la roche abattue.
55
6. CONCLUSIONS
Lors de l'excavation de galeries souterraines, certains travaux prsentent un risque accru de

blessure par chute de roches. C'est le cas notamment des travaux d'caillage et d'installation du
soutnement. L'objectif de cette tude tait de vrifier si la technique du sautage adouci pouvait
rduire l'endommagement au toit de la galerie et si elle pouvait tre intgre au cycle de
dveloppement d'une galerie.
Dans le cadre de cette tude, une galerie a t fonce avec deux patrons de forage diffrents soit
un patron standard et un patron utilisant la technique du sautage adouci. Le patron adouci
comprenait, par rapport au patron standard, six trous supplmentaires dont deux au toit. De plus,
du cordeau dtonant tait insr dans les trous au toit pour rduire sa puissance explosive. Cinq
voles ont t fonces avec le patron standard et cinq avec le patron adouci.
L'endommagement caus par le sautage est difficile dfinir et mesurer prcisment. Pour
estimer cet endommagement, diffrentes mesures dont des observations visuelles dans des trous
de forage et des mesures au dilatomtre ont permis la comparaison entre les deux patrons de
forage. Une amlioration moyenne de 3 14% a t observe selon l'indicateur utilis. De plus,
puisque l'endommagement est influenc par la qualit initiale du massif rocheux et que celle-ci
n'tait pas constante, l'amlioration est probablement encore plus importante. En ne comparant
que les zones de qualit similaire, l'amlioration serait de 20% 48%, ce qui n'est pas
ngligeable.
Tous les indicateurs utiliss pour comparer l'endommagement ont t favorables au patron
adouci. Il est donc clair que cette technique lors du percement de galerie peut amener des gains
importants au niveau de la scurit des travailleurs en rduisant le risque de chutes de roches lors
de l'installation du soutnement.
Par ailleurs, l'utilisation du patron adouci a ncessit entre 10 20 minutes supplmentaires pour
le forage et le chargement, tout en entranant une augmentation des cots de 10% en matriel et
de 4% total (matriel et main-d'uvre). Les travailleurs ont russi complter leur cycle de
travail sans problme majeur.
tant donn les gains non ngligeables sur l'endommagement au toit de la galerie, il est possible
de conclure que la technique du sautage adouci est intressante et devrait tre considre lorsque
des problmes de chutes de blocs sont frquemment rencontrs lors de l'excavation de galeries
ou lorsque la stabilit ( court ou long terme) peut tre problmatique ou lorsque les conditions
de terrain se dtriorent.
56
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Étude de L'effet Du Sautage Adouci Sur La Fracturation Des Parois D'une Excavation Souterraine

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RECHERCHES

Aot 2002 R-310 RAPPORT

Pour tout connatre de lactualit

Les rsultats des travaux de lInstitut

IRSST - Direction des communications

Trois facteurs principaux affectent la difficult des oprations d'caillage et d'installation du

L'auteur tient remercier l'Institut de recherche Robert-Sauv en sant et en scurit du travail

Table des matires .................................................................................................................................................iv

2. Considrations thoriques de l'endommagement des roches et des massifs rocheux ...................................4

3. Site l'tude ......................................................................................................................................................24

Annexe A: Rsultats d'essais en laboratoire (Polytechnique) ...........................................................................61

Annexe B: Rsultats d'essais en laboratoire (CANMET)..................................................................................71

Annexe C: Publications ralises dans le cadre du projet.................................................................................86

Trois facteurs principaux affectent la difficult des oprations d'caillage et d'installation du

1.2 Techniques de sautage

L'utilisation de telles techniques de sautage permet en thorie de rduire l'endommagement des

1.3 Objectifs de l'tude

Au niveau microscopique, lendommagement se cre proximit des imperfections et par le bris

- rarrangement des molcules;

2.1 L'endommagement de la roche intacte

2.1.1 PHASES DE DFORMATION

2.1.2 INITIATION DE L'ENDOMMAGEMENT

2.2 L'endommagement des massifs rocheux

2.2.1 APPROCHE CLASSIQUE EN GNIE DES MINES

o Em est le module de dformation l'chelle du massif (endommag), E est le module de

Dans l'approche de la mcanique de l'endommagement en milieu continu (Continuum Damage

2.2.3 APPROCHE COMBINE

o le paramtre peut tre obtenu partir des classifications gomcaniques par:

0.2 quation (2.6)

2.3.1 ENDOMMAGEMENT INHRENT

2.3.2 ENDOMMAGEMENT CAUS PAR LA CONCENTRATION DE CONTRAINTES

Figure 2.4: Schma illustrant l'tat de contraintes initial du massif rocheux.

L'accroissement de charge est usuellement maximum la priphrie de l'excavation et dcrot de

2.3.3 ENDOMMAGEMENT CAUS PAR LA MTHODE D'EXCAVATION

2.4 valuation de l'endommagement

2.4.1 MESURES BASES SUR DES OBSERVATIONS VISUELLES

A) Demi-lunes (Half Cast Factor; HCF)

Longueurs visibles la paroi

D) Observations en trou de forage

2.4.2 MESURES INDIRECTES

2.4.3 MESURES DIRECTES

Figure 2.6: Variation du module de dformation pour deux cycles de chargement-dchargement

Contrainte Contrainte Contrainte

Dformation Dformation Dformation

B) Mesure du suivi des dformations

2.5 Critres d'endommagement

2.5.1 LE CRITRE MSDPU

La formulation peut galement tre utilise pour dterminer le seuil d'initiation de

scB = 120 MPa scC = 140 MPa Endommagement

- La rduction de la rsistance de la roche intacte;

Trs endommag Modrment Peu endommag

DM= exp(4,95 - 0,184 DI)

Endommagement induit lev

Endommagement induit faible

Tableau 2.1: Indice BDI et endommagement associ (d'aprs Yu et Vongpaisal, 1996).

La mine Francoeur exploite un gisement filonien de pendage gnral de 40 (figure 3.1).

une vole est un cycle de sautage-dblayage

Figure 3.3 Gologie du site tudi.

3.2.2 PROPRITS GOMCANIQUES