EPIGRAPHE

« Celui qui chérit une belle vision, un idéal dans son cœur le réalisera un jour »
JAMES ALLEN

« Exige beaucoup de toi-même et attends peu des autres ; Ainsi beaucoup

d’ennuis te seront épargnés »

CONFUCIUS
 DEDICACE

A l’Eternel Dieu Tout Puissant, qui reste à jamais le maitre de temps

et de circonstance, la sagesse et la grâce nous accorder afin qu’aujourd’hui ce
travail soit possible.

A mon très cher père et ma très chère mer, pour l’affection,

l’éducation et les nombreux sacrifices qu’ils n’ont cessé de conjuguer à notre
égard.

A mes frères et sœurs : Doxy, Lisette, Gloria, Jemima, , pour votre

profond amour fraternel et vos conseils.

A mes oncles et tantes, pour vos conseils et assistance.

A mes cousins et cousines, pour votre soutien.

A mon très cher ami, BADIBANGA MAKOLO Théophile pour son

soutien son amour et son attention à ma noble personne.

Au Dr Ngandu Pierre et son épouse MBUYI KALENGA Mimi pour

le toit qu’ils mon offerent depuis plus 4ans maintenant,

A mes collegues : Tresor MPIANA , Gloire MUKENDI, Marc

TSHIMANGA,

Je dédie ce travail

KALUMBWE NGOYI Raphael

CHAPITRE 1 : GENERALITES SUR LA MIBA

I.1. INTRODUCTION

Dans ce chapitre nous présenterons quelques points essentiels à savoir sur la

société MIBA.

I.2 OBJECTIFS DE LA MIBA

Les objectifs de la MIBA sont nombreux, les plus fondamentaux sont :

 La recherche des gisements miniers ;

 Les études et exécution de tous les travaux d'exploitation minière ;
 L'obtention, l'achat, la cession, la localisation, l'affermage, l'amodiation des
mines et des concessions minières dans la République démocratique du
Congo ;
 L’achat, la vente et généralement le commerce de toutes les richesses et
minerais, soit à l'état brut, soit après traitement ;
 L'établissement de toute usine pour extraction, traitement et purification des
minerais, traitement des métaux et exploitation de leurs dérivés.

I.3 PRESENTATION DE LA MIBA

I.3.1 GENESE

La société minière de BAKWUANGA en abrégé "MIBA" a été

créée le 13 décembre 1961 en tant que société congolaise par actions à
responsabilité limitée (MIBA S.A.R.L.). Suite à la mise en conformité de ses statuts
au droit OHADA, elle est devenue société anonyme (MIBA S.A.), à partir du 12
septembre 2014. La répartition du capital social reste inchangé, c'est-à-dire à
concurrence de 80% pour l'État congolais et de 20% pour la SIBEKA, société
anonyme de droit belge. Le plus atout de la MIBA demeure ses ressources et
réserves encore considérables.

I.3.2 SIEGE SOCIAL

Le siège social de la MIBA est situé au numéro 4, place de la coopération, commune

de KANSHI à Mbujimayi, chef-lieu de la province du Kasaï Oriental.
 Fig 1.1 siège social de la MIBA

I.3.3 PRESENTATION DU POLYGONE MIBA

Le polygone minier est le lieu où est actuellement concentré l'exploitation

industrielle du diamant par la MIBA. Il est constitué de plusieurs gisements que
l'on peut énumérer comme suit :

 Les gisements primaires constitués de 13 massifs kimberlitiques et

représentant 86% des réserves estimées ;
 Les gisements secondaires connus (éluvionnaires et alluvionnaires)
représentant 14% des réserves estimées. Il faut également y ajouter les lits de
rivière ;
 Les gisements détritiques dont on ne dépose pas les données chiffrées que
représente une étendue totale de 7,5km2 sur 45km2 du polygone minier ;
 Les anciens terrils provenant de l'exploitation et qui constituent un bonus
que la MIBA pourra traiter en utilisant les méthodes plus modernes de
traitement.
 Fig 1.2 Vue aérienne du polygone MIBA

I.3.4 CADRE GEOGRAPHIQUE

Les concessions de la MIBA ont une superficie de 71.213 km2sur géographiques et

territoriales suivantes :

 Au Nord-Ouest : entre Luebo et Mweka (Kasaï Occidental) ;

 Au Nord-est : à Lusambo ;
 Au Sud-est : vers Luputa ; ainsi que la rivière Lubilanji au Kasaï Oriental.

I.4 CLIMAT

Étant donné que, la MIBA se trouve dans la ville de Mbujimayi, au Kasaï Oriental,
cette dernière connait un climat tropical humide : on a de ce fait une saison des
pluies entre Août et Mai soit 9 mois et une saison sèche entre Mai et Août soit 3
mois. La moyenne thermique est de l'ordre de 24,7°C avec une température
minimale de 22,4°C et une température maximale de 27°C. Cependant, on atteint
de fois des températures allant jusqu'à 38°C pendant la journée.

I.5 HYDROGRAPHIE

Nous avons d'ouest à l'Est trois grands bassins hydrographiques caractérisant cette
région, à savoir :

 Le bassin de MBUJIMAYI (la rivière KANSHI coule de l'Ouest vers l'Est) ;

 Le bassin de LUBILANGI (la rivière MBUJIMAYI qui coule du sud vers le
nord) ;
 Le bassin LULUA.

Toutes ces rivières de direction moyenne d'environ 20° Nord-Est plus ou moins
rectilignes se jettent dans le Sankuru, soit vers la rivière MBUJIMAYI et la rivière
KANSHI, les deux rivières entre lesquelles se situent le polygone minier MIBA.
 I.6 VEGETATION

La végétation est caractérisée par un complexe de savanes arbustes de divers types,

des galeries forestières et des lambeaux de forêts prototypes.

I.7 PRESENTATION DU MASSIF 1

I.7.1 INTRODUCTION

Le massif 1 est notre principale zone d'étude dans ce travail, alors dans les
paragraphes qui suivent nous allons essayer de le présenter avec plus de détails.

I.7.2 APERÇU GEOGRAPHIQUE

Entre les rivières Kanshi et Mbuji-Mayi se localise le chapelet des

massifs primaires dont le remaniement a donné naissance à une nappe des
gisements détritiques. Ces massifs de la MIBA se subdivisent en deux groupes
principaux à savoir :

 Le groupe Nord (groupe de Bakwanga) ;

 Le groupe Sud (groupe de Bakwa kalonji) ;

Le groupe Nord se trouve entre les rivières Kanshi et Mbuji-Mayi. Il est formé de 11
massifs dont le massif I. Le Massif 1 se trouve à Mbujimayi, chef-lieu de la province
du Kasaï-Oriental (RDC) dans la concession de la MIBA, communément appelé «
Polygone minier » qui se trouve au Sud-Est de la ville de Mbujimayi.

Le gisement du Massif 1 se situe dans la zone comprise entre les X (7.500-8.

400) et les Y (2.800 - 4.000) du Sud au Nord en coordonnées locales. Son altitude
varie de Z : 610-600 en surface à Z : 390 au fond et la longueur totale suivant le
grand axe est de 750 m et la petite mesure environ 450 m.

Signalons par ailleurs que la ville de Mbujimayi se situe dans le degré carré de
Mbujimayi entre 6° et 7° de latitude sud et entre 23° et 24° de longitude Est.
 Site
d’étude

Fig 1.3 carte de la localisation du massif 1

I.7.3 LIMITE DU MASSIF 1

L'axe N-S le plus long du Massif mesure environ 800 mètres au niveau
d’affleurement actuel de 580 mètres (au-dessus de la mer). L'axe W-E le plus long
est de plus ou moins 450 mètres. Au niveau 580 la superficie du Massif est de 23
hectares ; elle diminue très progressivement vers 12.5 hectares au niveau 300.

Peu de sondages ont atteint l'encaissant dolomitique de sorte qu'il

nous a été très difficile d'en déduire la modélisation que nous qualifions de "la plus
probable possible". A l'Ouest du massif nous avons adopté une pente moyenne de
86°, à l'Est nous avons déduit une pente maximale de 55°.

I.7.4 CADRE GEOLOGIQUE

I.7.4.1 STRATIGRAPHIE

La stratigraphie de Mbujimayi et ses environs se présente comme suite, en fonction

de la période de la mise en place :

 Sable argileux/pléistocène et holocène (quaternaire) ;

 Gravier diamantifère /pléistocène (quaternaire) ;

 Grés polymorphe /éocène ;
 Mise en place de la kimberlite diamantifère / crétacé supérieur ;
 Grés mésozoïque / jurassique à crétacé ;
 Calcaire (système de Mbujimayi) /précambrien.

I.7.4.2 TECTONIQUE DU MASSIF 1

Le massif 1 s'est formé par coalescence de trois périodes d’éruptions :

 La première éruption, la plus explosive, ouvra près de 80% du cratère en sa

partie méridionale. Deux ou trois venues éruptives de plus faible ampleur
suivirent la première éruption et remplirent au fur et à mesure le cratère des
produits pyroclastiques ;
 La deuxième phase éruptive prit naissance au Nord du grand cratère,
déposant ses produits pyroclastiques par simple retombé dans la zone
creuse. Cette éruption laissa un cratère béant après éruption, qui fut rempli
par la suite par des dépôts épi clastiques confinés au Nord et à l'Est du
massif 1 ;
 La troisième et la dernière éruption s'est frayée un chemin dans le Sud-
Ouest du massif 1, longeant subverticale à l'Ouest.

I.7.4.3 MORPHOLOGIE DU MASSIF1

L'axe Nord-sud, le plus long du Massif 1 mesure environ 750 mètres

alors que l’axe Ouest-est mesure plus ou moins 450 mètres au niveau de
l'affleurement, soit au niveau de 580. La superficie du Massif 1est de 23 hectares
au niveau 580 ; elle diminue progressivement vers 12,5 hectares au niveau300.

Le massif 1 a la forme d'un ellipsoïde tronqué à parois subverticales

du Nord à l'Ouest et au Sud. Ce n'est que dans sa partie orientale que les parois
tendent vers une pente de plus ou moins 55°.

I.7.4.4 PETROGRAPHIE

La kimberlite est une roche ignée, riche en éléments volatiles,

potassiques, ultrabasiques. Elle est principalement composée de : olivines,
phlogopites, diopsides, Elle a une structure grenue en brèche remplissant des
cheminées.

La MIBA a adopté une nomenclature basée sur la composition

triangulaire ci-après :

Fig.I.4. Diagramme triangulaire basé sur la composition des roches. (Source :

rapport final massif 1)
  Les Kimberlites : roches consolidées, aux couleurs variant entre le gris
et le bleu. Elles ont une teneur géologique moyenne de 2,79 carats/m3 avec
une taille moyenne de 8,5pierres/carat. Elles contiennent toujours plus de
50% des produits Kimberlitiques. Les éléments lithiques rencontrés dans ce
faciès sont principalement des dolomies du soubassement
 Les dépôts épi clastiques : contiennent moins de 25% des produits
Kimberlitiques, leur couleur rouge a composition sableuse découlant des grés
mésozoïques. Ils ont une teneur géologique moyenne de 0,46 carat/m3 avec
une taille moyenne de 9,8 ;

Les dépôts faiblement consolidés Kimberlitiques de couleur rouge-

vert, sont appelés xéno-kimberlites. Ils ont une teneur géologique de 1,84
carats/m3 avec une taille moyenne de 8,3 pierres/carat.

Contrairement à la chaîne des massifs 2 à 5 où les éruptions volcaniques ont

pris leur réelle expansion de cheminée en cratère dans une large cuvette de grés
mésozoïques encastrés dans les dolomies précambriennes ; l'éruption du massif 1 a
formé son cratère entièrement les dolomies.

Ces dolomies sont l'encaissant prédominant, bien que le sable brun rouge et le
gré fin rouge constituent sporadiquement l'encaissant à l'Est.

Ainsi, les faciès des roches du massif 1 sont : la kimberlite massive, la xéno-
kimberlite, les épiclastites, le calcaire et enfin le sable, gris et brèches regroupés en
une même unité lithologique.

I.7.4.5 HYDROLOGIE ET EXHAURE

Les données des sondages sur le massif 1 nous renseignes que aucune nappe
aquifère ne traverse ce dernier. Actuellement les données des sondages attestent la
présence de l'eau dans la mine. Alors une étude hydrologique approfondie
s'avérerait utile pour connaître la nature de l'eau dans la mine.

Les seules eaux qu'on rencontre actuellement dans le massif 1, sont les eaux
dues à la pluie.

I.7.4.6 RESERVES GEOLOGIQUES DU MASSIF 1

Le tableau ci-dessous présente les superficies et volumes du Massif 1 par

niveaux et tranches de 20 mètres. Nous avons fait une distinction entre minerai,
stérile interne et stérile de bordure. Ces deux représentent respectivement les
dépôts épiclastiques remplissant d'une part les "sous-cratères" de l'intérieur du
massif 1 et d'une autre part le biseau des dépôts situés en bordure orientale du
massif 1.

A partir du niveau 380 le massif 1 est constitué que de kimberlite. Au-dessus de ce

niveau il contient 19% de stériles en bordure contre 10% de stérile interne.

Comme la plus grande partie du Massif 1 présente des parois fortement inclinées,
les volumes de kimberlite par tranches de 20 mètres sont toujours proches de 2
600 000 m3, du niveau 570 jusqu'au niveau 310.
 Dans le minerai il y a lieu de distinguer kimberlite et xéno-kimberlite, car, comme
nous le verrons plus loin, leurs teneurs respectives sont très différentes. Les
pourcentages de xéno-kimberlite par rapport à la kimberlite sont présentés plus
loin dans le tableau relatif aux ressources géologiques.

Tableau Ressources Géologiques du massif 1

Superficies
Volumes par tranches

Niveau Kimberlit Xénokimberli Tranche Kimberlit Xénokimberli

x e te s e te
2 2 3 3
m m % m m %

570 85 560 25 530 30% 580-570 529 281 92 812 15%

550 126 810 10 600 8% 570-550 1 956 295 461 19%

835
530 113 410 16 540 15% 550-530 2 368 116 306 11%
863
510 100 589 38 411 38% 530-510 1 982 377 710 26%
528
490 96 300 32 800 34% 510-490 1 712 425 968 36%
398
470 108 400 21 140 20% 490-470 1 895 419 693 27%
281
450 117 358 15 130 13% 470-450 2 197 037 424 16%
632
430 125 454 9 130 7% 450-430 2 402 024 269 10%
411
410 127 274 3 170 2% 430-410 2 519 630 129 5%
381
390 137 285 0 0% 410-390 2 644 272 33 346 1%

20 206 4 090 20%

877 486
(Source : rapport final massif 1)
L.8 LE DIAMANT

I.8.1 INTRODUCTION

Le principal but de l'exploitation qui se déroule au polygone MIBA, est la recherche

du diamant.

On rencontre le diamant le gisement primaire (kimberlite ou lamproïte) et dans le

gisement secondaire (détritique) qui dérive des gisements primaires.

Jadis la MIBA exploitait que les détritiques, mais actuellement elle exploite la
kimberlite.

I.8.2 PROPRIETES

I.8.2.1 PROPRIETES OPTIQUES

 Éclat : le diamant à un éclat vitreux, adamantin

 Trait : incolore
 Couleur : on des diamants de différentes couleurs dans la nature.

Fig 1.5 les différentes couleurs du diamant

Le diamant est la plupart du temps blanc transparent, mais dans certains cas très
rares (un diamant sur 10.000 environ), il possède une couleur naturelle : rose, vert,
gris, rouge etc. Il existe même des diamants entièrement noirs. Ces teintes sont
liées à la présence d'impuretés dans la pierre.

I.8.2.1 PROPRIETES PHYSIQUES

Dureté : le diamant c'est le métal le plus dur qui puisse exister. La dureté est la
capacité d'un métal a raillé l'autre.

Le diamant a une dureté de 10 selon l'échelle qualitative de dureté par

essai à la rayure selon Mohs.

Pour mesurer cette dureté on se base donc sur l'échelle de Mohs qui
comporte 10 degrés, de 1 à 10. Les pierres de 1 et 2 passent pour tendres, celles
entre 3 et 6 ont une dureté moyenne, celles au-delà de 6 sont dites dures.
Poids spécifique : le poids d'un diamant est exprimé en carat (ct) et un carat
équivaut à 200mg.

I.8.2.3 PROPRIETES CHIMIQUES

Une pierre gemme, doit par définition être résistante aux produits chimiques
courants. Concernant le diamant il n'y a pas de soucis particuliers dus aux
produits chimiques courants.

Le diamant peut brûler s'il est chauffé à rouge avec un chalumeau et aura une
apparence extérieure blanc laiteux. Il suffira de le repolir pour qu'il retrouve tout
son éclat. Si l'on chauffait un diamant à une température d'environ 1400 degrés
pendant 2 ou 3 heures, il brulerait entièrement. Si on place ce diamant dans un
endroit fermé et qu'on ajoute de l'oxygène il brûlera vers 800-850 degrés.

I.8.2.4 PROPRIETES MECANIQUES

 Densité : La densité d'une pierre est le rapport de son poids à celui de son
volume d'eau.
Le diamant a une densité moyenne de 3,52. Ce chiffre peut
varier en fonction de sa teneur avec d'autres éléments et en inclusions. Ainsi
la densité des diamants australiens peut être de 3,54, la densité de certains
diamants jaunes d'Afrique peut être de 3,524 et certains diamants bruns du
Brésil peuvent avoir une densité de 3,60.
 Fragilité : La résistance aux chocs mécaniques est, en règle générale,
inversement proportionnel à la dureté de la pierre. Autrement dit, plus une
pierre gemme a une dureté élevée et plus elle sera fragile au choc. Un
diamant sera donc relativement fragile aux chocs mais le diamant possède
aussi une très forte élasticité qui le fait rebondir comme une balle lorsqu'il
frappe une surface dure. Un choc qui, seul, est insuffisant pour briser une
pierre gemme, peut la provoquer s'il est répété.

I.8.3 USAGES DU DIAMANT

Le diamant qui est produit à la MIBA et est un diamant industriel car il existe aussi
des diamants synthétiques et le diamant de joaillerie.

Les diamants industriels servent principalement comme abrasifs dans les

matériaux de forage, de coupe (sciage), de meulage et de polissage de nombreux
matériaux : roches (granite, marbre), acier, métaux non ferreux, fibres de carbone,
matériaux composites, verre, matériaux réfractaires, céramiques, béton, plastiques,
briques de maçonnerie.

Le diamant entre dans la fabrication de certains outils et équipements dits « au

diamant » : les trépans, les segments pour lames circulaires, les meules, etc. Il est
également utilisé dans l’industrie de l’automobile.

Il existe de nombreuses possibilités d’utilisation du diamant dans les industries de

haute technologie. Il entre dans la fabrication :
  De fenêtres optiques de nouvelle génération pour les lasers de puissance et
pour la transmission des rayonnements synchrotrons ;
 De détecteurs pour les rayonnements ultraviolets ou ionisants ;
 De puits de chaleur pour refroidir les composantes électroniques.

Dans le domaine de la recherche scientifique, le diamant a permis une percée

importante en physique de la matière condensée par la mise au point de la cellule à
enclume de diamant qui permet de focaliser les faisceaux de rayons X ou de laser
pour sonder en direct (Dossier pour la Science, avril 2002).

I.8.4 TENEUR DU DIAMANT AU MASSIF 1

Avant tout, il est important de bien se réaliser que toutes les teneurs dont
nous traiterons par la suite sont des teneurs géologiques. Les roches analysées ont
été bien broyées ou désagrégées par la nature soit par forages Wirth (avec tricône à
dents d'acier) ou par broyage en deux étapes dans l'ancienne laverie paillote pour
kimberlite (concasseur 16 mm et broyeur giratoire 8mm). La libération du diamant
était donc presque optimale.

Le deuxième tableau ci-après résume les résultats (roches pyroclastiques), les xéno-
kimberlites (toutes regroupées) et les dépôts épiclastiques (regroupés). Le tableau ci-
dessous en donne la synthèse, basée simplement sur des moyennes arithmétiques :

Tableau : teneurs par moyenne arithmétique

Diamants par carat Carats par m3

+1-25 mm +2-25 +1-25 +2-25

mm mm mm

Kimberlites

Phase 1 9.62 4.81 2.14 1.63

Phase 2 7.85 4.28 2.81 2.29

Phase 3 8.52 4.27 3.19 2.55

Moyenne 8.48 4.37 2.80 2.23

Xénokimberlites 8.32 4.17 1.84 1.48

Epiclastites 9.8 4.9 0.46 0.35

I.9 METHODES D'EXPLOITATION AU MASSIF 1

Le choix de la méthode d'exploitation dépend de la morphologie des gisements à
exploiter. Ainsi la MIBA utilise deux méthodes d'exploitations :

 Excavation globale ;
 Exploitation par tranche succecives.

I.9.1 METHODE GENERALE (CRATERE OU EXCAVATION GLOBALE)

La MIBA utilise cette méthode en cas des gisements en amas ou en filon, comme
dans le massif 1 qui est un massif kimberlitique.

Cette méthode d'exploitation se développe verticalement en contre bas par fosses

suceccives comportant du minerai et du stérile que l'on est obligé d'excaver et de
déplacer au fur et à mesure de l'évolution des travaux d'exploitation.

Les fosses succecives emboîtées présentent un grand cratère dont le profil est
constitué des gradins. Chaque gradin a un développement horizontal en courbe
fermé.

La zone minière est toujours variable et le creusement de la rampe d'accès se réalise

jusqu'au stade final de l'exploitation.

I.9.2 METHODE PARTICULIERE (EXPLOITATION PAR TRANCHES

SUCCECIVES)

Jadis la MIBA employait cette méthode dans le cas des gisements en

couches peu pentées, en plateures ou subhorizontales (comme dans les gisements
détritiques).

L'exploitation se développe horizontalement on s'efforce pour diminuer la distance

de transport du stérile, de le déposer dans la fosse aussitôt après avoir exploité le
minerai.

Autrement dit, cette méthode est appelée méthode par tranches succecives, c'est-à-
dire des terrains en place qui recouvrent la couche minéralisée sont déplacés et
remis en arrière là où on a déjà exploité le minerai.

I.10 LA DECOUVERTURE AU MASSIF 1

La découverture est la mise à nue de la minéralisation en enlevant la couche du

stérile recouvrant cette dernière.

De ce fait, cette opération au massif 1 se fait par deux moyens :

 Pelle bennes ;
 Pelle en rejet direct.

I.10.1 DECOUVERTURE PAR PELLE BENNES

Pour cette méthode, l'extraction et le chargement du stérile se

font par des pelles puis le stérile est transporté par des camions bennes.
 I.10.2 DECOUVERTURE PAR PELLE EN REJET DIRECT

Pour cette méthode, la pelle extrait le stérile et est en même

temps déversé par celle-ci à la faible distance après un mouvement giratoire du bâti
tournant de cette pelle.

I.11 LOGISTIQUE ET MOYENS UTILISES PAR LA MIBA

Les exploitants sont équipés actuellement des :

 Camions howo
 Pelles hydrauliques volvo et SDLG
 Chargeuses SDLG
 Niveleuses
 Dozer
 Compacteur

Fig 1.6 flote de la MIBA

I.12 CONCLUSION

Dans ce chapitre nous avons présenté brièvement la société MIBA et fait un aperçu
sur le massif 1 qui est notre zone d'étude dans ce présent travail.

CHAPITRE 2 : NOTIONS SUR LE CALCUL DES COUTS OPERATOIRES DES EQUIPEMENTS DE CHANTIER
ET GENERALITES SUR LES HEURES D’UTILISATION DES ENGINS
II.1 INTRODUCTION : Dans ce chapitre nous parlerons des différents paramètres qui interviennent
dans l’évaluation du cout opératoire des engins minier et d’une exploitation.

II.2 COUT HORAIRE DE L’EQUIPEMENT

Lors de l’établissement du cout horaire d’un équipement de chantier, on considère les couts fixes et
les couts variables. Les couts fixes sont constitués des frais qui ne sont pas liés au fonctionnement de
l’équipement.

Les couts fixes sont constitués des éléments suivants :

 Cout d’amortissement
La valeur d’un équipement de chantier décroit dés que l’entreprise en prend possession. Les
équipements de chantier se déprécient le plus souvent selon une dépréciation en ligne droite
jusqu’à une valeur de reprise qui varie selon l’état et la demande pour ce type d’équipement.
Lorsque l’engin est équipé de pneumatiques, il faut déduire de la valeur amortissable, le prix
pneumatiques.
En d’autre terme l’amortissement est la répartition du cout de l’engin sur la durée probable
de son utilisation.
Le mode calcul d’amortissement adopté est le mode linéaire. La base amortissable est
calculée selon la formule suivante :

Base amortissable=Valeur d ’ acquisition – Valeur résiduelle (2.1)

L’engin étant considéré obsolète une fois qu’il atteint le nombre d’heures de
marche spécifiée, la valeur résiduelle n’est pas significative et est considéré comme nulle.
 Cout d’immobilisation
Les couts d’immobilisation de capital représentent les fonds que l’on aurait pu tirer du
placement du capital investi pour l’acquisition d’un équipement. Ces couts se calculent à
partir de la durée de l’amortissement en heure et de la valeur nette d’amortissement. On
peut également utiliser pour cette rubrique, les couts de crédit associés à l’achat de
l’équipement.
 Cout pour les frais d’immatriculation, d’assurance, taxes
Ceci varie d’une législation à une autre. Les entreprises minières sont soumises au payement
de certaines taxes et redevances et doivent constituer une provision pour remise en état de
lieux. Les entreprises minières sont tenues de constituer une provision de 0,50 % de leur
chiffre d’affaires annuel hors taxes au titre de la remise en état de lieux d’exploitation.

Le tableau suivant nous permet à titre indicatif, d’estimer la durée de vie et

l’utilisation annuelle de différents équipements de chantier courant :

TAB 2.1 durée de vie et d’utilisation des différents engins

 DUREE DE VIE EN HEURES POUR DES CONDITIONS … UTILISATION
TYPE D’ENGIN ANNUELLE EN
SEVERES MOYENNES FAVORABLES
HEURES
Bouteur 8000 10000 12000 1500
Chargeuse 8000 10000 12000 1800
Camion 10000 14000 16000 2400
Décapeuse 10000 12000 14000 1500
Niveleuse 10000 12000 14000 2000
Pelle
10000 12000 14000 1800
hydraulique

Les couts variables sont associés à l’usage de l’équipement et ils sont constitués
des éléments suivants :
 Cout en entretien, carburant et lubrifiant
Pour estimer la consommation en carburant et lubrifiant d’un engin de chantier, on peut se
servir des équations suivantes :

Carburant : C=P ×q × F o
C=¿ Consommation en litres par heure
P=¿ Puissance effective du moteur en kilowatt
q=¿ Consommation horaire en litres par kilowatt
q=0,33 Pour les moteurs essence
q=0,22 Pour les moteurs diesel
F O=¿ Facteur d’opération moteur. Ce facteur prend en compte que le moteur n’est pas
constamment sollicité à sa pleine puissance. Pour des engins des engins de construction
civile, la valeur de 60% est généralement utilisée.

c
Lubrifiant : C=P ×q × F o ×
t
q=¿ 0,003 litre par kilowatt et par heure
c=¿ Capacité du carter en litres
t=¿ Durée en heures entre les vidanges d’huile
 Couts en usure des pneumatiques
Le cout horaire des pneus est égal au cout d’un jeu de pneu divisé par la durée d’utilisation
prévue.
 Couts de réparations
Le cout horaire à prévoir pour les réparations se calcule à partir de la dépréciation totale, un
facteur de réparation qui varie selon le type d’engin et les conditions d’utilisation et
finalement selon la durée de vie de l’équipement en heure.

Le tableau suivant est utilisé pour déterminer le facteur de réparation :

TAB 2.2 Facteur de réparation des différents engins

 FACTEUR DE REPARATION EN %
TYPE D’ENGIN
SEVERES MOYENNES FAVORABLES
Bouteur 130 90 70
Chargeuse 130 90 70
Camion 110 80 60
Décapeuse 130 90 70
Niveleuse 70 50 30
Pelle hydraulique 130 90 70

 Couts de l’operateur + frais généraux de l’entreprise (15 % à 18%)

L’achat d’un engin de chantier peut représenter une immobilisation de

capital importante pour une entreprise minière. La décision d’acheter ou de louer un engin
de chantier est une décision d’affaire qui implique plusieurs paramètres, soulève plusieurs
questions et trouve souvent sont dénouement devant le banquier de l’entreprise.
Préférablement, il vaut mieux acheter un équipement que de le louer toutefois, certains
paramètres peuvent favoriser la location au détriment de l’achat :
 Fréquence de son utilisation
 Taux de crédit à la location attrayant
 Rareté momentanée du capital de l’entreprise
 Valeur résiduelle intéressante

II.3 COUTS UNITAIRES ET CHOIX DES EQUIPEMENTS

Le cout unitaire de revient représente le montant que l’entrepreneur devra débourser pour réaliser
chaque unité d’un travail. Habituellement le cout de revient est constitué de la somme des couts
suivant :

 Cout de la main d’œuvre (salaire+ bénéfices marginaux)

 Cout des équipements (location ou possession)
 Couts de matériaux à mettre en œuvre

Une fois les couts opératoires et les couts fixes calculés, nous allons pouvoir
déterminer les couts de revient de l’exploitation.

Pour une meilleure lisibilité des différents constituants des couts de revient, nous
distinguerons entre les couts de chaque étape d’exploitation par type de facies.

Ainsi le cout du minerai par exemple, est constitué du cout d’abatage, du cout de
chargement et du cout de transport.

Le cout de revient de chaque étape est calculé selon la formule suivante :

cout de revient=∑ cout operatoire engin ×heures de fonctionnement engin (2.2)

Pour l’opération d’abattage, les couts des explosifs utilisés lors du tir sont aussi intégrés au calcul.

Le cout de revient total est donné par la relation :

'
cout de revient=cout d abattage+cout de chargement +cout transport +CF (2.3)

Puisque l’on distingue entre cout de revient du minerai et celui du stérile, les couts fixes sont
pondérés entre les deux types de facies selon le tonnage extrait de chacun.

Le prix de soumission est le montant que l’entreprise demande pour la réalisation des
travaux décris aux plans et devis. Ce prix doit inclure les frais d’administration imputable au
fonctionnement de l’entreprise et une marge bénéficiaire (profit) qui permet à l’entreprise
de prospérer. C’est à partir du cout unitaire de revient que l’entrepreneur calculera son prix
pour fin de soumission.

Prix de soumission=cout de revient + Frais d ’ administration+Bénéfices (2.4)

Lorsqu’on tente d’établir les couts de revient des différentes opérations que l’on retrouve sur
chantier, on doit procéder à l’étude des journaux de chantiers de nos précédentes réalisations
similaires, des rapports d’avancement et à l’observation de nos équipes de travail et de leur
consommation en matériel. Ces données sont essentielles afin de déterminer le choix des
équipements qui permettent le plus d’économie et un prix de soumission le plus bas possible.

II.3 COUTS DES PRESTATIONS ANNEXES

 Cout d’aménagement du site

L’installation du chantier est rémunéré forfaitisent en dehors des prestations d’exploitations
du minerais.
Ce cout inclut les prestations suivantes :
 Frais d’amené, d’installation et de repli du matériel
 Frais d’installation et de fonctionnement des locaux du chantier (bureau, salle de
réunion…)
 Frais d’installation des ateliers d’entretien et d’approvisionnement
 Frais d’installations du personnel et matériel
 Cout d’entretien de la piste
C’est une prestation facturée mensuellement, en dehors des frais d’exploitation du gisement.
Elle comprend la réalisation, l’entretien et l’arrosage quotidien des pistes d’accès.
Ce cout est calculé sur la base du kilométrage de piste parcouru par les engins d’entretien au
sein de la mine.
Le matériel d’entretien se constitue de :
 Bulldozer
 Niveleuse
 Chargeuse
 Compacteur
 Camion citerne
II.4 NOTION DE FORAGE ET MINAGE

A la MIBA tout comme partout ailleurs le procédé de forage est utilisé soit pour un sondage pour la
recherche des minerais soit pour faire des trous de mines servant à charger les explosifs afin de
fragmenter ou désagréger la roche. Le sondage est un trou destiné à étudier le sous sol( nature des
roches structure etc.) sans exploiter quelconque ressource.

En outre l’action de faire le trou est appelée « forage », que ce soit pour un sondage ou un forage.

Un sondage ou un forage peut atteindre des profondeurs allant de quelques mètres à plusieurs
milliers de mètres. Pour mémoire, le sondage le sondage le plus profond jamais réalisé à but
scientifique a atteint la profondeur surprenante de 12262m « sondage SG3 » OU «  sondage profond
de kola » foré entre 1970 et 1989 en Russie, dans la péninsule de kola.

II.4.1 TECHNIQUES DE FORAGE

Dans le domaine minier, les sondages ont pour but de fournir une indication sur l’organisation et la
composition du sous sol et d’en échantillonner différentes sections.

De nombreuses techniques de forage existent. Elles sont adaptées aux différents types des terrains
et aux différentes étapes du projet minier. Les principales sont énoncées ci-dessous :

 Tarière : adapté aux terrains tendres seulement, la tarière est une vis sans fin qui peut etre
manuel ou mécanique ; les matériaux extrais sont remaniés et parfois partiellement
mélangés avec la paroi du trou.
 Forage rotative à air comprimé : technique destructive, elle consiste à broyer le sol et les
roches altérées par l’intermédiaire d’un outil rotatif tandis qu’un flux d’air comprimé
ramène les débris à la surface entre l’outil et la paroi du trou. Cette méthode s’applique à
faible profondeur et ne peut être utilisée pour les roches saines. Elle permet de traverser des
terrains de recouvrement (éolien ou glaciaire) pour atteindre la roche en place que l’on veut
échantillonner.
 Percussion (sondages percutants et marteau fond de trou) : technique destructive, elle
consiste à utiliser un marteau pneumatique (« marteau en tête de tige ou marteau en fond
de trou »), en rotation et en percussion. La roche est ainsi broyée et ramenée à la surface
sous la forme des débris à l’aide d’une circulation d’air comprimé qui permet ‘également le
fonctionnement de l’outil. Les cuttings remontent à la surface par l’espace entre les tiges et
la paroi du trou et peuvent contrarier voir bloquer la forage .
 Circulation inverse : technique destructive qui utilise un jeu de deux tiges creuses emboitées
concentriques avec un «  marteau percutant en rotation ». elle permet de collecter sous
forme de débris un échantillonnage continu des roches le long du trou réalisé (débris
remontés dans un fort courant d’air comprimé/aspiré dans l’espace annulaire entre les tiges
emboitées.
 Carottage : technique non destructive, elle consiste en la découpe d’un cylindre de roche par
un outil tubulaire imprégné de diamant. Le cylindre de roche découpé se met
progressivement en place dans les tubes intérieurs du carottier d’une longueur en général
comprise entre 1,5 et 3 m. cette technique permet de récupérer un cylindre d’échantillons
(carottes) continu et intact de terrains traversés.
Le processus de la fracturation à l’explosif repose sur l’action combinée de l’onde de choc et des gaz
d’explosion. La détonation n’est pas un phénomène instantané, mais les deux étapes qui la
constituent ont des durées très différentes : le phénomène de l’onde de choc est très court par
rapport à l’action des gaz. Bien que ces phénomènes ne soient pas totalement indépendants.

II.4.2 PARAMETRES DE FORAGE

Voici les paramètres qui caractérisent un forage :

a) Le diamètre des trous de mine

C’est un paramètre de base à tout calcul de fragmentation. Il dépend essentiellement de
l’équipement de forage dont on dispose. Les dimensions de la maille de forage augmentent
avec les diamètres du trou de mine.
A la MIBA le diamètre des trous de mine est de 101,6 mm
b) Profondeur
Hg V
La profondeur du trou de mine peut être défini par : P= +
COSα a
Avec Hg la hauteur du gradin en mètre. Cette hauteur doit vérifier l’inégalité suivante :
H g ≤ H cm
H cm =¿ La hauteur maximum de creusement de l’excavateur en mètre
a=¿ Le coefficient dont le résultat de l’expérience atteste pour les différentes catégories de
terrains des valeurs figurant dans le tableau ci-dessous

TAB 2.3 Coefficient par rapport au différent terrain

Valeurs de (a) en fonction du type de terrain

Terrain T2 T2D T3 T3D
A ∞ V 3 2.5

α =¿ L’angle d’inclinaison des trous par rapport à la verticale

c) Le surforage
Les trous de mine sont généralement forés plus bas que le niveau désiré du gradin pour être
certain que les effets du tir donneront une fragmentation aux dimensions désirées. La valeur
du surforage est généralement comprise entre 0,2 et O,4 fois la banquette.
d) Maille de forage
Elle est définie par l’expression suivante :
2
Sm =V ∙ E( m ) Avec :
Sm =¿ Surface de la maille de forage
V =¿ L’écartement entre différente rangé des trous de mine parallèle au front d’abatage.
E=¿ La distance entre deux trous de mine voisins d’une même rangée.

II.4.3 DETERMINATION DES METRES FORES

 Le calcul des mètres forés se fera par l’expression suivante :

Avec :
K m  : Le coefficient représentant le pourcentage des terrains à miner
V t  : Le volume total des matériaux (stériles ou minerais) de mois à exploiter
V tm : Le volume d’une maille par mètre foré en m3 /m

II.4.4 DETERMINATION DU PLAN DE TIR

Le plan de tir détermine la distribution de l’explosif dans l’espace et dans le temps.

Le calcul d’un « plan de tir » comprend une succession d’opérations qui requiert une
méthodologie précise :

1. Le choix des explosifs, à partir des caractéristiques mécaniques des roches et des
propriétés des explosifs industriels.
2. La géométrie de forage et quantité d’explosif par trou de mine (chargement des trous
exprimé en g/m 3, MJ/m3 de roche à abattre)
3. Le calcul des charges, à partir de formules empiriques, de l’expérience ou de logiciels
spécifiques.
4. Les séquences de mises à feu, en fonction du mode d’amorçage (tir séquentiel) et des
contraintes d’environnement.

II.5 DETERMINATION DES HEURES D’UTILISATION

II.5.1 CLASSE D'HEURES

Tout part d’une période de référence. Cette période représente soit un

poste, soit une journée, soit une semaine, soit un mois ou soit une année. Elle peut
être décomposée en différentes classes suivantes :

Heures théoriques ou possibles(HP)

Elles représentent le total d’heures possibles dans une période

donnée :
 Un poste=12heures ;
 Un jour=24heures ;
 Un mois=30jours=720heures ; et
 Une année=365jours=8760heures.

Ces heures se décomposent en deux classes d’heures à

savoir :
  Les heures d’activités(H.ACT) ; et
 Les heures d’inactivités (H. INACT).

Heures d’activités(H.ACT)

Elles représentent la somme des heures de mise à disposition(H.MAD)

et des heures de maintenance (H.M).

H.ACT = H.MAD + H.M

Les heures de maintenance (H.M) sont les heures pendant lesquelles

les engins sont à la disposition de la maintenance.

Les heures de mise à disposition (H.MAD) sont les heures pendant

lesquelles les engins sont mis à la disposition de la division de l’exploitation. Ces
heures représentent la somme des heures d’utilisation réelle ou effective (H UE) ou
encore de marche (H MAR) et les heures improductives (H IMP) ou de chômage (H
CHO).

HMAD = HUE + HIMP = HMAR + HCHO

Les heures d’utilisation effectives ou de marche sont des heures prestées

par les engins affectés à l’exploitation, tandis que les heures improductives ou de
chômage sont les heures pendant lesquelles les engins qui sont mise à la
disposition de l’exploitation ne travaillent pas à la production.

Heures d’inactivités (H.INACT)

Elles représentent les heures pendant lesquelles les engins ne sont sous
la responsabilité directe ni de l’exploitation, ni de la maintenance.

II.5.2 DETERMI NATION DES COEFFICIENTS OU RATIOS TECHNIQUES

a. Coefficient de mise à disposition(CMAD)

C’est le rapport entre les heures de mise à disposition et les heures

possibles.

HMAD
CMAD= X100 (%)
HP

b. Coefficient d’activité (C.ACT)

 C’est le rapport entre les heures d’activité et les heures théoriques ou
possible.

HACT
CACT = X 100 (%)
HP

c. Coefficient d’utilisation effective(CUE) ou de marche(C.MAR)

C’est le rapport entre les heures de marche de l’engin et les heures de

mise à disposition.

HMAR
CMAR=CUE¿ X 100 (%)
HMAD
c. coefficient d’utilisation absolue(CUA)

C’est le rapport des coefficients de mise à disposition et d’utilisation

effective ou de marche.

CUA= CMAD×CUE= CMAD×CMAR

Ce coefficient peut être aussi le rapport entre les heures d’utilisation de la machine
et les heures possibles.

HMAR HUE
CUA¿ X 100= X 100 (%)
HP HP

CONCLUSION PARTIELLE DU CHAPITRE

Tout au long de ce chapitre nous avons vus les différents couts qui entre en danse lors
d’une exploitation minière. Nous aussi parler du forage ainsi que du minage et enfin
nous avons parlé des heures d’utilisations des différents engins de production.

Nous pouvons ainsi fixer le prix d’une exploitation via la formule suivante :

'
prix d exploitation=coutderevient ׿
CHAPITRE III : CALCUL DU COUT D’EXPLOITATION ET DE TRANSPORT DES EQUIPEMENT

III.1 INTRODUCTION : Dans cette partie du travail nous allons évaluer les différents couts horaires
des engins de production et de transport.

III. 2 Cout horaire de la chargeuse SDLG

Voici les informations dont nous aurons besoin pour évaluer ce cout :

Dans le chapitre précédent nous avons vu deux principaux couts qui composent le cout
horaire d’un engin, les couts fixes et les couts variables.

COUTS FIXE DE LA CHARGEUSE SDLG A LA MIBA

Fig 3.1 de la chargeuse SDLG

Prix 115000 USD

Durée de vie 18000 Heures
Prix du jeu des pneus 4×4000 USD
Capacité du réservoir 300 L
Consommation par heure 15L⁄H
Valeur de reprise 20% de la valeur amortissable
Vidange Chaque 2000hrs
Taux annuel du rendement 3%
Assurance, immatriculation 5000USD
Puissance 118KW
Carter 18L
Rendement horaire

 Cout d’amortissement
Valeur amortissable = 115000$– 16000$= 99000$
Valeur de reprise = 99000$×20%= 19800$
Dépréciation annuelle= (99000$-19800$)÷ 5 = 15840$
 Tableau de dépréciation

Années Valeur début Dépréciation Valeur fin

O-1 99000 15840 83160
1-2 83160 15840 67320
2-3 67320 15840 51480
3-4 51480 15840 35640
4-5 35640 15840 19800

Valeur médiane (2,5 ans)= (67320+¿ 51480)÷ 2= 59400 $

Cout horaire d’amortissement =15840$÷ 2000Hrs= 7,92 USD≈ 8USD

 Cout horaire d’immobilisation du capital

cout horaire d ' immobilisation du capital= (59400 × 3 % ) ÷ 2000 hrs=0,891 $

 Cout horaire des frais récurrents

Cout horaire des frais récurrents = 5000$/an÷ 2000hrs= 2,5 $/hr
Total fixes= 8$ +0,89 $+2,5 $=11,39 $
COUTS DE FONCTIONNEMENT (variables)

 Cout horaire des frais de carburant et lubrifiant

C=P ×q × f O =¿ 118×0,22×0,6¿ 15,576L/hr×1,50$/L¿ 23,364$/h

c 0,3024 L
C=( P ×q × f o ) + = (118 × 0,003× 0,6 ) + ( 18 L÷ 200 hrs )= × 0,95 $=0,2878 $
t hr
/hrs
 Cout horaire des frais de pneumatique

Cout horaire des frais pneumatiques = 16000$÷ 8000hr=2 $

 Cout horaire à l’entretien et aux réparations

Cout horaire relatif à l’entretien et aux réparations= 90%[(115000$-16000$)-

20%(115000$-16000$)] = 71280÷ 10000hrs¿ 7,1 $

Total des couts de fonctionnement variable= (0,29+2+7,1+23,364)$ = 32,754$

 Total cout d’opération= 44,144$/h+2,3$
Cout de la conduite ¿ 46,144$/H

III.3 Cout horaire de la pelle volvo

Fig3.2 pelle volvo

COUTS FIXE DE LA PELLE VOLVO

Prix 300000$
Durée de vie 30000 Heures
Train de roulement 8000H
PRIX 40000$-
Capacité du réservoir 580 L
Consommation par heure 18L⁄H
Valeur de reprise 20% de la valeur amortissable
Vidange Chaque 2000hrs
Taux annuel du rendement 3%
Assurance, immatriculation 5000USD
Puissance 240KW
Carter 22L
Rendement horaire 293m 3 / H

 Cout d’amortissement

Valeur amortissable = 300000$−50000 $=250000 $

Valeur de reprise = 250000×20%=¿ 50000$
Dépréciation annuelle= (250000-50000)$ ÷ 5=¿ 40000$

Année Valeur début Dépréciation Valeur fin

0-1 300000 40000 260000
1-2 260000 40000 220000
 2-3 220000 40000 180000
3-4 180000 40000 140000
4-5 140000 40000 50000

Valeur médiane (2,5ans)= (220000+180000) ÷ 2=¿ 200000$

Cout d’amortissement= 40000$/2000Hrs= 20$/H

 Cout horaire d’immobilisation du capital

Cout horaire d’immobilisation du capital = (200000$ ×3 % ¿ ÷2000 H = 3 $/ Hr
 Cout horaire des frais récurrents
Cout horaire des frais récurrents ¿ 5000 $ ÷ 2000 h=2,5 $

Total des prix fixe = (2,5+20+3)$= 25,5$/h

COUTS VARIABLE

 Cout des frais de carburant et lubrifiant

L
C=P ×q × f O =240 ×0,22 ×0,60=¿31L ×1,5 $=47,52 $ /H
H
c 22 L
C=(P × q × f o )+ =(240 KW × 0,003 ×0,6)+ =¿0,542× 0,95 $=0,51 $ /H
t 200 H
 Cout de train de roulement
Cout de frais du train = 50000$÷ 8000 H=6,25 $

 Cout horaire à l’entretien et aux réparations

Cout relatif à l’entretien et aux réparations= 90%(300000$-50000$)−¿ 20%(300000-

50000)¿175000$÷ 10000 H =17,5 $

Total des couts variables : 47,52$+0,51$+17,5$+6,25 $=¿ 71,78$

Cout total opératoire = 97,28$

A la MIBA le cout du personnel de conduite est fixé à 2,3$/h
Le total sera alors 97,28%+2,3$ = 99,58$

III.4 Cout horaire du DOZER

COUTS FIXE DU DOZER

 Fig 3.3 dozer

Prix 225000 USD

Durée de vie 18000 Heures
Prix du train de roulement 50000 USD
Capacité du réservoir 600 L
Consommation par heure 45L⁄H
Valeur de reprise 20% de la valeur amortissable
Vidange Chaque 2000hrs
Taux annuel du rendement 3%
Assurance, immatriculation 5000USD
Puissance 187KW
Carter 18L
Rendement horaire

 Cout horaire d’amortissement

Valeur amortissable = 225000$−¿50000$¿ 175000$

Valeur de reprise = 175000$×20%¿ 35000$
Dépréciation annuelle = (175000$−¿ 35000$¿ ÷ 5=28000 $

Année Valeur début Dépréciation Valeur fin

0-1 225000 28000 197000
1-2 197000 28000 169000
2-3 169000 28000 141000
3-4 141000 28000 113000
4-5 113000 28000 35000

Valeur médiane (2,5 ans) =( 169000+141000)÷ 2= 155000 $

Cout horaire d’amortissement = 28000$÷ 2000= 14$/H
 Cout horaire d’immobilisation du capital
 Cout horaire d’immobilisation = (155000$×3 % ¿ ÷ 2000H¿ 2,325$/H

 Cout horaire des frais récurrents

Cout horaire des frais récurrents = 5000$÷ 2000 H=¿ 2,5 $/H
TOTAL DES PRIX FIXE = (14+2,3+2,5)$= 18,8$/H

COUTS VARIABLE
 Cout des frais de carburant et des lubrifiants
C=P ×q × f O =187 ×0,22 ×0,6=24,684 L ×1,5 $=37,026 $
c 18 0,95 $
C=(P × q × f o )+ =(187 × 0,003× 0,6)+ ¿ =0,4266× =0,41 $/ H
t 200 H L
 Cout de frais du train de roulement
Cout de frais du train de roulement = 50000$ ÷ 8000 H=6,25 $/H
 Cout horaire entretien et réparation

90%(225000$−¿ 50000$)−¿ 20%(225000−¿ 50000)¿122500$÷ 10000H¿ 12,25 $/H

TOTAL DES COUTS VARIABLE = (12,25+0,41+37,026)$=49,686$/H

 Cout pour la conduite 
il est fixé à 2,3$

Total du cout opératoire de l’engin= 70,78$/H

III.4 Cout horaire du camion HOWO

Fig 3.4 camion HOWO

Prix 80000 USD

Durée de vie 10000 Heures
Prix pneus 10×2000 USD
Capacité du réservoir 350 L
Consommation par heure 45L⁄H
Valeur de reprise 20% de la valeur amortissable
Vidange Chaque 2000hrs
 Taux annuel du rendement 3%
Assurance, immatriculation 5000USD
Puissance 213KW
Carter 20L
Rendement horaire 70m 3/H

 Cout horaire d’amortissement

Valeur amortissable = 80000$−¿ 20000$¿ 60000 $

Valeur de reprise = 60000$×20 %=12000 $
Dépréciation annuelle= ( 60000−12000 ) $ ÷ 5 ans=9600 $

Année Valeur début Dépréciation Valeur fin

0-1 80000 9600 70400
1-2 70400 9600 60800
2-3 60800 9600 51200
3-4 51200 9600 41600
4-5 41600 9600 12000

Valeur médiane = (60800+5100)$÷ 2=56000 $

Cout horaire d’amortissement ¿9600÷ 2000 H=4,8 $ /H
 Cout horaire d’immobilisation du capital

Cout horaire d’immobilisation = (56000$×3 % ¿ ÷2000 H=0,84 $

 Cout horaire des frais récurrents

Cout horaire des frais récurrents= 5000$÷ 2000 H=2,5 $ / H
Total couts fixe = 4,8$+0,84$+2,5$¿8,14$/H
COUTS VARIABLE

 Cout des frais de carburant et des lubrifiants

L
C=P ×q × f O =213 ×0,22 ×0,60=28,116 ×1,5 $=42,174 $ / L
H
c 20
C=(P × q × f o )+ =¿213× 0,003× 0,6 ¿ $ + =¿0,4834L× 0,95 $=0,45923 $ /L
t 200
 Cout horaire pneumatique
20000$÷ 2000 H=10 $ / H
 Cout horaire entretien et réparations
90%(80000$−20000 ¿−20 %( 80000−20000)=¿ 40000$÷ 10000=4 $ ⁄ H
 Cout conduite il est fixé à 2, 3 $/H

Total des couts variable

Total =42,17$+0,46$+10$+4$+2,3H=58,98$
 Total du cout opératoire= 67,07 $/H

III.5 COUT HORAIRE DE LA SONDEUSE

Fig 3.5 sondeuse

Prix 270000 $
Durée de vie 10000 Heures
Prix du train de roulement 20000USD
Capacité du réservoir 200 L
Consommation par heure L⁄H
Valeur de reprise 20% de la valeur amortissable
Vidange Chaque 2000hrs
Taux annuel du rendement 3%
Assurance, immatriculation 5000USD
Puissance 102,6KW
Carter 16L
Rendement horaire 45m 3

 Cout horaire d’amortissement

Valeur amortissable = 270000$−¿20000$¿ 250000 $

Valeur de reprise = 250000$×20 %=50000 $
Dépréciation annuelle= ( 250000−50000 ) $ ÷ 5 ans=40000 $

Année Valeur début Dépréciation Valeur fin

0-1 270000 40000 230000
1-2 230000 40000 190000
2-3 190000 40000 150000
3-4 150000 40000 110000
 4-5 110000 40000 50000

Valeur médiane = (190000+150000)÷ 2= 170000$

Cout horaire amortissable= 40000$÷ 2000 H=20 $
 Cout horaire d’immobilisation du capital
Cout horaire d’immobilisation du capital= (170000$×3 % )÷ 2000H= 2,5$/H
 Cout horaire des frais récurrents
Cout horaire des frais récurrents = 5000$÷ 2000 H=2,5 $

Total des couts fixes= (2,5+2,5+20)$= 25$/H

COUTS HORAIRES VARIABLES

 Cout horaire des frais de carburants et lubrifiants
C=P ×q × f O =102,6 ×0,22 ×0,6=13,54 L/ H ×1,5 $=20,3 $/ H
C=(P × q × f o )+
c 16
=( 102,6× 0,003 ×0,6 )+ =0,18468+ 0,08=0,264 × 0,95 $=0,25 $/ L
t 200
 Cout horaire train de roulement
20000$/2000H¿ 10 $ / H
 Cout horaire entretien et réparation
90%(270000−¿20000)−20 % ( 270000−20000 )= (225000−50000 ) /¿10000H=
17,5$/H
 Cout horaire du conducteur 2,3$/H
Total des couts variables = (20,3+0,25+10+17,5+2,3)$¿ 50,35 $ / H

Total cout opératoire sondeuse = 75,35$/H

3
m
45 foré=¿ 75,35 $
metre
1m 3=¿ 1,64 $ /H
III.6 CUBAGE DU MASSIF 1

TAB 3.1 Evaluation des cubages

Volume Volume Volume

Smoy ( m3 )
NIVEAU ∆ H ( m) (m¿¿ 3)¿ (m¿¿ 3)¿ (m¿¿ 3)¿
Kimberlit+stérile Kimberlit+stérile kimberlit sterile
580-570 10
26.415,45 264.154,50 125,000 264.029,50
570-560 10
26.416,45 264.154,50 23.168,130 240.968,37
560-550 10
23.599,58 235.995,80 60.249,000 175.746,80
550-540 10
20.874,82 208.748,20 54.805,000 153.943,20
 Les réserves totales à excaver sont de 1.674.288,00 m 3 (minerai+stérile), soit
1.318.615 m 3 de stérile et 355.673 m 3 de minerai.

III.7 COUT HORAIRE DU MINAGE

 Cout explosif principal =

 Cout accessoires de tir : 1780$
 Cout main d’œuvre : 2,3$

Cout total minage = 7606,3$ pour 60.249 m3

Cout par 1 m3 =7,92 $ /m3

Cout total= minage+forage= (7,92+1,64)$ = 9,56$/H

III.8 ESTIMATION DU COUT DE TRANSPORT D’UN METRE CUBE

Les engins qui interviennent dans le transport des minerais à la MIBA sont les
camions HOWO et les chargeuses.

Camion HOWO

Rendement du camion : 65m3/H

Cout horaire du camion : 67,07$/H
1 m 3 transporté par le camion sera égale à : 1,031 $/H

Chargeuse SDLG

Rendement horaire de la chargeuse : 97,53 m3 / H

Cout horaire de la chargeuse : 46,144$/H
1m3 transporté par la chargeuse=0,47 $ / H

Donc pour transporter un mètre cube de minerais à la MIBA le cout horaire est
estimé à 1,504$/H

III.9 ESTIMATION DU COUT D’EXCAVATION D’UN METRE CUBE DE MINERAIS

Dans ce cas la pelle et l’opération du minage et forage est prix en compte.

Pelle hydraulique volvo

3
m
Rendement de la pelle : 293
H
Cout horaire de la pelle : 99,58$/H
1m3 excavé va correspondre à :0,33 $ / H
Le cout pour un mètre cube du minage et du forage nous l’avons déjà estimé aux
paragraphes précédents il équivaut à 9,56 $/H

Donc pour excaver un mètre de minerais le cout est estimé à 9,89$/H

CONCLUSION GENERALE