I

AVANT- PROPOS

L’élaboration de ce rapport n’aurait vu le jour sans le concours

remarquable de plusieurs personnes auxquelles nous tenons à exprimer
humblement de tout cœur notre profonde gratitude. Ainsi nos vifs et
sincères remerciements s’adressent particulièrement :

A la Gécamines pour nous avoir offert le cadre de travail

épanouissant et propice pour notre formation ainsi qu’à la faculté pour
nous avoir facilité l’accès à l’entreprise.

Ces mêmes sentiments s’adressent au service technique et la

division des mines du département nous citons Mr TSHIBWABWA, Ir
MWASHI, Mr KONGOLO, Mr BWALYA, Mr ILUNGA MATALA, Mr NUMBI , Mr
ILUNGA MWINE, pour leurs disponibilités et surtout leurs encadrements
pendant la période du stage en dépit de leurs multiples occupations .

Nos remerciements s’adressent également à nos amis et

compagnons de lutte Trésor KITENGE, Wilfred MUSELA, Patrick NUMBI,
Pascal MBAYO, Jacques MATANDA, Michelange MUSOMEKA, Raïssa
MBUYI, Alice KAKONKANYA, Lizziane MALOBA pour leurs encouragements.

A ma collègue DANIELLA TSHIKOMB

A ma famille pour l’assistance matérielle, spirituelle et financière

A mon très cher THYTO KALASA pour son attention si particulière.

A tous ceux qu’on n’a pu citer, qui de loin ou de près ont contribué
à la réalisation de ce rapport, trouvent ici l’expression de notre profonde
gratitude.
 I

INTRODUCTION
Dans le but de parfaire les connaissances et de contribuer à la
formation des étudiants dans les universités, il est prévu au programme
académique des cours inscrit à la faculté polytechnique une période de
stage afin de permettre aux étudiants futur ingénieur civil d’assoir et de bien
assimiler les notions théoriques apprises au cours avec la pratique des
techniques utilisées dans l’industrie pour le préparer au monde
professionnel futur qui les attend.

Le présent rapport retrace les activités du stage ouvrier effectué

à la mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA dans la période allant du 28Mars au
29 Avril 2016. Elles ont été basées sur la l’observation, l’explication, la
manipulation et la pratique des techniques utilisées dans l’exploitation de la
dite mine.

Hormis l’introduction et la conclusion ce rapport sera subdivisé

en deux parties à savoir :

 La première partie qui portera sur la présentation et les généralités sur

la mine de Kamfundwa qui constituera le premier chapitre.
 La deuxième partie qui abordera sur les activités du stage qui fera
l’objet du deuxième chapitre.
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CHAPITRE I: GENERALITES SUR LA MINE DE KAMFUNDWA

I.1 Historique du siège

Le siège minier de Kambove a vu le jour en 1913.Il est à noter

qu’il a été relié à la ville de Likasi par un chemin de fer pour assurer le
transport des concentrés vers les usines hydro-métallurgiques de shituru.
L’exploitation à cette époque était à ciel ouvert. Pour découvrir le gisement
trois phases ont été observées à savoir :

 Le développement des réserves du gisement en 1988

Ce développement a entrainé l’exploitation souterraine qui a eu lieu en 1963,

Cette exploitation a été fermée en 1988 pour les raisons de sécurité.

 Les sites d’exploitation

Le siège de Kambove regorge plusieurs sites d’exploitation à savoir :

- M’SESA;
- KAMFUNDWA;
- KABOLELA;
- SHAMITUMBA;
- SHANGOLOWE;
- KAMOYA ;
- KASIBISI.
L’implantation du concentrateur.

Cette phase est survenue en 1961 dans le but de traiter les minerais par
flottation.

I.1.1 Mutations

Le siège de Kambove a connu plusieurs mutations dans des

joints – ventures de novembre 1998 à Mars 2000 avec Central Mining Group
«  CMG ». De Mai 2001 à Mars 2002, une autre mutation est survenue en
1961 avec Kabambakole Mining Company « KMC ». On notera que jusqu’à ce
jour le siège est totalement Gécamines.
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I.2 Localisation du siège

Le siège de Kambove est situé à 25 Km au Nord-Ouest de la ville
de Likasi dans la province du haut Katanga.

I.3 Activités du siège

I.3.1 structure et organigramme du siège

DEX /CENTRE

KVE/DIR

GSP

MCO MTN DCE KVC

I.3.2 Activités du travail

I.3.2.1 Nombres de travailleurs
Le siège de Kambove comporte en son sein 600 cents travailleurs repartis
selon différents services à savoir :

a) Agents affectés à l’exploitation

Ils sont au nombre de 434 repartis en catégories :

- Les MOE : Main d’Oeuvre d’Exploitation qui comporte 400 agents;

- Les MOC : Main d’Oeuvre des Cadre constitués de 33 agents;
- Les MOCE : Main d’Oeuvre des Cadres Européens comportant un
agent.
b) Les agents des services détachés

Ils sont au nombre de 166.

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I.3.3 Activités de production

Les activités de production sont concentrées uniquement à

Kamfundwa et tourne actuellement au ralenti suite au manque des matériels
pouvant la rendre efficace. Cependant avec la construction de la nouvelle
usine Heavy Medium Séparation « HMS »,la production a commencé à
augmenter. On notera aussi que cette production est variante suite aux
nombreuses difficultés dues au manque du courant et des ré actifs.

I.3.4 Activités sociales

La Gécamines est dans trois secteurs à savoir :

 Le secteur de l’enseignement

Nous retrouvons dans ce secteur ce qui suit

- Une école secondaire NEHEMA;

- Une école secondaire MAVUNO;
- Une école professionnelle CFP.
 Secteur médical

Ce secteur comprend :

- Un hôpital où tous les agents bénéficient des soins médicaux.

 Le secteur de loisir
Il comprend :
- Un guest house;
- Une maison de passage;
- Des terrains de Football et basketball qui sont en mauvais état.
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I.4 PRESENTATION ET HISTORIQUE DE LA MINE DE KAMFUNDWA

I.4.1 Historique
La mine à ciel ouvert de Kamfundwa est essentiellement
cuprifère. Les opérations de découverture avaient débuté en 1984,
mais l’extraction a commencé en 1989 et a permis à la Gécamines de
constituer un certain nombre de remblais.

Dès l’année 1992, l’extraction a été arrêtée à cause de la métallurgie

difficile du minerai de cuivre et du contexte de l’époque où le cobalt
était plus recherché. C’est d’ailleurs pour cette dernière raison que la
Gécamines s’était rabattue sur le gisement de Kamoya qui offrait une
minéralisation cuprocobaltifère.Dès l’année 2008, l’extraction à la mine
de Kamfundwa avait repris d’abord avec SOMIKA et MCK, et ensuite en
2011 avec l’entreprise RULCO Sprl. Actuellement, la Gécamines exploite
la mine à ciel ouvert de Kamfundwa avec une sous-traitance.

I.4.2 Cadre géographique

La mine à ciel ouvert de Kamfundwa est située à environ 10km

au Nord-Ouest des installations du siège de Kambove et à environ 4km au
Sud de la mine de Shangulowe sur le PE 𝑛° 465 appartenant à la
Gécamines/Groupe Centre entre 26°34’48’’ et 26°36’30’’ de longitude Est et
entre 10°48’00’’ et 10°49’30’’ de latitude Sud. Elle s’étend sur une superficie
de 1,5𝑘𝑚 × 0,9𝑘𝑚. La figure I.1 montre la localisation de la mine de
Kamfundwa et la ville de Kambove ainsi que les installations minières.
 I

Figure I. 1 : Localisation des installations minières et du site de Kamfundwa

La figure I.2 ci-dessous montre la localisation de la mine de Kamfundwa sur

l’arc lufilien (ceinture cuprifère).

Figure I. 2 : Localisation de Kamfundwa sur l'arc Lufilien (J Cailteux, GM Mwape-DRD/Etude ;

MMudibu, DRD/Cartographie)
 I

Notre attention se concentrera sur la mine à ciel ouvert de

KAMFUNDWA. Alors le programme d’exploitation de cette mine, dont la
superficie s’étend sur 1000 mètres de longueur et 900 mètres de largeur, a
prévu quatre phases d’extractions :

• Phase A de 1430 mètres d’altitude à 1250 m, au Sud;

• Phase B de 1430 mètres d’altitude à 1280 m, au Nord;
• Phase C de 1280 mètres d’altitude à 1220 m, vers le Nord-Ouest
en dessous de la phase B ;
• Phase D de 1280 mètres d’altitude à 1220 m, vers le Nord-Est.
I.4.2 GEOLOGIE ET HYDROGEOLOGIE DU GISEMENT DE KAMFUNDWA
I.4.2.1 Morphologie du gisement

L’examen de la morphologie du gisement permet de faire le choix

du mode et de la méthode d’exploitation du gisement étudié.Le gisement de
KAMFUNDWA se subdivise en deux principales parties dont l’une au Nord,
qui constitue la phase B du projet en question et contient plusieurs écailles
minéralisées. Et l’autre au Sud, du côté où passe la rivière Mulungwishi, qui
constitue la phase A déjà exploitée par la GÉCAMINES en collaboration avec
une sous-traitante de l’entreprise MiningCompany Katanga, « MCK » en sigle.
Le gisement de KAMFUNDWA est donc constitué d’un ensemble
des couches rocheuses ou écailles, qui sont tous d’origine sédimentaire.
I.4.2.2 Situation géologique du gisement

Le gisement de KAMFUNDWA est situé dans le système

Katanguien ou le précambrien terminal d’âge compris entre 1200 à 600
milliards d’années, il est la quatrième phase de la subdivision du
précambrien de la République Démocratique du Congo, « RDC » en sigle.
Le système Katanguien comprend des roches sédimentaires
déposées pendant la période qui a séparé la tectonique Kibarienne de la
dernière phase de la tectonique Katanguienne. Ces roches sont divisées en
deux séries, qui sont :
1° La série inférieure dénommée par le ROAN, qui comprend trois
parties :
 I

• Le ROAN inférieur (POUDINGUE, RAT 1 et RAT 2);

• Le ROAN moyen appelé aussi la série des mines (RAT grises, D
STRAT, RSF, RSC, SDB, SDS, CMN) ;
• Le ROAN supérieur (RGS, DIPETA, et MWASHYA).

2° La série supérieure dénommée par le KUNDELUNGU, qui comprend

à son tour deux parties, qui sont :
• Le NGUBA (Ex Kundelungu inférieur);
• Le KUNDELUNGU supérieur.

L’ensemble de toutes ces couches rocheuses appelé « Série des mines » qui
forme le ROAN moyen, renferme généralement toute la minéralisation Cupro
- Cobaltifère de la plupart des mines du Katanga, par contre le gisement de
KAMFUNDWA n’est pas constitué des couches rocheuses ordonnées suivant
la succession normale de la série des mines, cela signifie que ce gisement ne
respecte pas la série des mines normale donc nous avons vues des
anomalies telles que les RSF à côté des CMN minéralisés ou non minéralisés.

Le gisement de KAMFUNDWA consiste en un ensemble de sept écailles

majeures de la « série des mines » entourées de brèches à éléments des
calcaires appartenant vraisemblablement au Groupe de la Dipeta, ces
brèches sont encadrées par les schistes rouges du KUNDELUNGU supérieur
2 appelé KIUBO.
Nous présentons ci-dessous la série des mines normale ainsi que
la stratigraphie complète du système Katanguien dans le tableau I.1 ci –
dessous.

I.4.2.3 Stratigraphie Locale

Elle se présente de la base ausommet de la manière que voici:

 I

• CMN : Calcaire à Minerai Noir ;

• SD : Schistes Dolomitiques ;
• BOMZ: Black Ore Main Zone;
• RSC : Roche Siliceuse Cellulaire;
• RSF: Roche Siliceuse Feuilletée;
• D Strat: Dolomie Stratifiée ;
• RAT : Roche Argilo – Talqueuse.
I.4.2.4 Classification des minéraux

Les minerais recherchés sont classés d’après la nature de leur

gangue, nous les répartissons en trois grandes classes principales à savoir :
 Les minerais oxydés non dolomitiques : teneur CaO< teneur Cu / 15 ;
 Les minerais mixtes : teneur Cobalt CaO = teneur Cuivre / 15 ;
 Les minerais sulfurés et dolomitiques : teneur CaO> teneur Cu / 15.

I.4.2.5 Minéralisation du gisement

La minéralisation Cupro – Cobaltifère de la mine de

KAMFUNDWA est strictement localisée dans les deux Ore – Bodies ou corps
minéralisés de la série des mines. Les plus souvent rencontré sont les CMN,
les SDB, les D STRAT, les RAT grises, les RSF etc.
Nous avons observé le Cuivre et le Cobalt, qui sont disséminés
dans les différentes écailles sous forme secondaire (oxydé ou sulfuré) :
Malachite, hétérogenite, Cuprite, chrysocolle… Le gisement de
KAMFUNDWA est beaucoup plus oxydé c’est-à-dire 95 % pour la gamme
siliceuse et 5 % pour la gamme dolomitique, que l’on classe en trois
catégories essentielles de minéralisation dans les deux Ore – Bodies :
 Zone oxydée : la Malachite Cu2 (OH) 2 Co3 ;

 Zone mixte : c’est une zone intermédiaire entre la oxydée et la

sulfurée ;

 Zone sulfurée : Chalcopyrite Cu Fe S2.

A KAMFUNDWA, les minerais sont d’abord liés à l’agencement
des écailles dans la brèche et ensuite se distribuent de manière assez
variable au sein de ces écailles. Plus de la moitié de ces minerais se
localisent dans le CMN et l’autre moitié se répartissent en CMN, SD et en
CMN – brèche.
 I

La quantité de minerais pauvres est importante, environ 53 %

du total (minerais riches et pauvres) et avoisine généralement les
valorisables. Dans une large mesure cependant, une bonne sélectivité
permettra de séparer ces deux catégories à l’exploitation.
I.4.2.6 Hydrogéologie de Kamfundwa

L’hydrogéologie est une branche de la géologique qui s’occupe de la

recherche et du captage des eaux souterraines. La présence de l’eau dans
une mine à ciel ouvert cause les problèmes suivants :
• L’instabilité de flancs ;

• Le risque éventuel d’éboulement ;

• Le risque de noyage de la mine.

La base indispensable de la gestion de l’eau souterraine repose sur

l’identification des aquifères par leur structure, leur configuration et leur
comportement. De ce fait, la gestion des aquifères ou des paramètres
hydrogéologiques de la mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA n’avait pas été
faite ; donc aucune étude hydrogéologique antérieure sur la dite mine en ce
qui concerne le rabattement, le drainage des eaux et ainsi que le captage des
eaux n’a été faite. Nous ne connaissons rien que les niveaux hydrostatiques
de cette mine, qui sont :
• Phase A : le niveau hydrostatique est à 1260 mètres, cela à cause
du réseau hydrographique de la Mulungwishi, alors dans ce cas, il
est impérativement nécessaire de rabattre l’aquifère ;

• Phase B : le niveau hydrostatique est à 1300 mètres, pour cette

phase, il n’y aura guère de problème d’eau (à l’exception des
nappes perchées éventuelles).

1.4.2.7 Tectonique
Le katanguien a largement subi les effets de l’orogenèse
Lufilienne. Cette orogenèse s’est déroulée en plusieurs épisodes échelonnés
 I

(885, 680 et 620Ma) que François (1974) appelle phase Kolweziènne, phase
Kundeluguienne et phase Monweziènne.

La forme arquée de la ceinture cuprifère Zambien-Katangaise

daterait de cette orogenèse Lufilienne qui a donné naissance aux
successions d’anticlinaux et des synclinaux orientés SE-NW dans la
région du dôme granitique de la Luina et NE-SW vers le NW de
Lubumbashi. Le katanguien se trouve en deux régions bien distinctes : le
Nord du Katanga qui a échappé à cette orogenèse est resté tabulaire, le Sud
du Katanga a par contre été le siège de la tectonique très intense.

Au sud du Katanga, le katanguien s’est plissé sous forme d’un

grand arc dont la concavité est tournée vers le Sud.
 I

CHAPITRE II ACTIVITÉS RELATIVESAU STAGE

II.1 LA GEOLOGIE
II.1.1 Rôle d’un géologue affecté à une exploitation des mines

Dans une exploitation minière le géologue se base sur trois

objectifs principaux pour assurer un service de qualité à l’usine de
traitement à savoir :

 Assurer une alimentation en qualité (teneur) et en quantité

(tonnage)

Pour avoir une bonne qualité de minerais, il minimise la dilution,

contrôle les teneurs des minerais

 Types de dilution

Il est à noter qu’il existe trois types de dilution à savoir :

 La dilution provenant des opérations minières ;

 La dilution des contacts qui est causé par la géométrie
intérieure des blocs minéralisés ;
 Rechercher toutes les extensions possibles du gisement

Il fait une recherche des fragments perdus autour du gisement,

des minerais précurseurs et accompagnateurs.

 L’après mines

Il fait une bonne projection des matières premières car les

minerais sont épuisables et non renouvelables dans un gisement mais ils
sont extensibles.

II.1.2 La sélectivité
II.1.2.1.Définition
Elle se définit comme étant un ensemble des opérations
permettant de faire le triagedes minerais utiles de la gangue ou de deux
types de minerais différents.
 I

II.1.2.2 Types de sélectivité

On distingue deux types de sélectivité à savoir :

 La sélectivité de surface: elle s’applique dans une mine à ciel ouvert
dont le prélèvement des échantillons se fait sur les tranchées
d’échantillonnage et les trous des minages;
 La sélectivité souterraine : qui est d’application en souterrain, on
limite ici des quantités par les géologues afin d’éviter les éboulements.
II.1.2.3 la mise en terril ou en remblais

Les remblais sont des tas ou des stocks des mineraispour une
utilisation ultérieure.Ils sont constitués par des enginsde chargement et de
transport qui prennent les produits abattus pour le déverser hors mine
jusqu’à former des tas qu’on appelle remblais.
Après sélectivités les différents minerais sont acheminés sur des
remblais bien spécifiques en fonction de la teneur. La détermination de cette
dernière se fait au moyen d’un instrument d’analyse chimique nous donnant
les résultats d’une manière instantanée appelée «  Niton ».
II.1.3 Echantillonnage
II.1.3.1 Identifications des minerais
Les minerais sont classés selon leur qualité (teneur) et à chaque plage de
teneur correspond un remblai bien spécifique, c’est ainsi que nous avons :
- Le remblai R633 : minerais riches;
- Le remblai R433 : minerais pauvres;
- Le remblai R rejet : stérile;
- Le remblai R433 : minerais pauvres;
- Le remblai R rebut : minerais riches.
II.1.3.2 Préparations des échantillons
Les minerais pris comme échantillons sur les différents remblais tel que le
montre la figure II.1ci-après, sont amenés aux broyeurs à cônes et à
mâchoires après le broyage ils seront mis pendant 24 heures à l’étuve pour
éliminer l’humidité et pulvériséensuite pour avoir une poudre qui sera
amenée au laboratoire EMT pour les analyses afin de déterminer la teneur
en cuivre et en cobalt.
 I

II.1.3.3 Opération effectuée sur terrain

a) Prélèvement des échantillons

Il se fait en prenant une quantité moyenne ou représentative des
minerais sur différents remblais dans les sachets ou petits sacs dans
lesquelles on glisse l’étiquette qui indique la catégorie des minerais et le
numéro du remblai, puis les échantillons sont acheminés vers l’atelier de
broyage.

Figure II.1 Prélèvement des échantillons sur différents remblais

b) le broyage
Leséchantillons prélevés seront broyés, premièrement dans le broyeur à
mâchoire en vue de réduire la granulométriegrossière en des blocs
acceptables pour le broyage secondaire.
Le second broyage se fait dans un broyeur à cône pour réduire sensiblement
la granulométrie. Les figures II.2.1 et II.2.2 ci-dessousnousmontrent le
broyeur à mâchoire et à cône.
 I

Figure II.2.1broyeurà mâchoire Figure II.2.2 broyeur à cylindre

c) le malaxage et le quartage
Le malaxage consiste à homogénéiser le produit en le
malaxant plusieurs fois
le quartage accompagne le malaxage.
1) après malaxage, on repartit l’échantillon en deux quantités et onenlève
une partie figure II.3.

Figure II.3 malaxage de l’échantillon

2) on malaxe la partie restée plusieurs fois et on la divise en quatre parties
 I

Figure II.4 Répartition de l’échantillon en quatre parties

3) on enlève deux parties diagonales

4) les deux parties restées sont encore malaxées et divisées encore en quatre.

5) sur chaque portion, on prend une quantité qui constituer l’échantillon

final.
 I

Figure II.5 plant de quartage

c) L’étuvage
L’échantillon final doit êtreétuvé en vue de diminuer l’humidité.
Cetteopération se fait à plus de 2000 degrésCelsius et
l’échantillonsècheaprès 24 heures.
d) La pulvérisation
C’est une opération qui se fait dans un pulvérisateur. On broie le produit
étuvé pour obtenir une poudre qui sera amenée à EMT pour les analyses.

Figure II.6 : Echantillon obtenu après malaxage et quartage

e) Analyses à EMT
La quantité finale de l’échantillon sera analysée comme suit:
- Pesée : on pèse 0,50 grammes de l’échantillon sur une balance de
précision qui sera mis dans un récipient appelé HERLEN MEYER
- Attaque :
 I

1) La première attaque se fait avec 10 cc d’acide nitrique (HN03) et 2 cc

d’eau distillée en le laissant chauffer sur la plaque chauffante après
dix minutes
2) La deuxième attaque se fait avec 10 cc d’eau distillée et 2
ccd’eauoxygénée et laisse chauffer aussi pendant dix minutes.
Après ces opérations on laisse refroidir le mélange.
- Filtration
Après avoir laissé refroidir le mélange on le transvase dans un
ballon jaugé pour l’homogénéiser dans le but de ne pas faucher les calculs.
En filtrant, le premier produit à couler sert à nettoyer le flacon. Puis on
récupère, le reste pour l’analyser dans un spectromètre d’absorption
atomique dans le but de déterminer la teneur.
Les résultats seront transmis à l’ordinateur.
Essai
Pour déterminer la teneur en cuivre et cobalt des
différentséchantillonsprélevés aux remblais R633, R433, R rebut, R rejets et
R 635 on fera l’affichage en Cu ou Co de chaque échantillon multiplié par la
dilution fois cent sur le nombre de milligramme par litre. D’où La teneur est
obtenue par la formule suivante :

Aff x 100 x DIL

%= Nombre de mg/l
Or on sait pour un litre correspond à 5000 milligrammes
Tableau.2.1 teneur en Cuivre et Cobalt

Remblais échantillon Aff. Cu Aff. Co % Cu % Co

R rebut 271 173,9 9,997 3,478 0,19994
R 633 272 391,0 16,36 7,82 0,327
R 433 273 105,6 7,716 2,112 0,15
R rejet 274 52,23 6,482 1,0446 0,1296
R 635 275 195,4 8,586 3,908 0,1717

II.2 FRAGMENTATION
Définition 
 I

La fragmentation est une opération minière qui consiste à

combiner les deux opérations de forage et de minage afin de désagréger la
roche en dimensions admissibles aux engins de chargement et de
transport.
II.2.1. LE FORAGE

C’est la première étape de la fragmentation intervenant avant le

minage qui a pour but d’exécuter des trous cylindriques dans le massif
rocheux à l’aide d’une sondeuse.
a) Machine de forage et étude de leurs performances
A la mine Kamfundwa on utilise deux sondeuses du type CM
785 Atlas Copco et une autre dont nous n’avons pas pris la marque.

Fig.4 –Sondeuse atlas copco cm 785

Nous devons savoir que la performance d’un engin de forage est

fonction de la nature du terrain à forer. Pour une sondeuse elle s’évalue en
termes de mètres forés par heures de marche. Le rendement d’une sondeuse
est donné par la formule suivante :
Mf
Rth= [ mfstd/h ]
HM
Avec : Mf : le nombre des mètres forés ;
HM : les heures de marche de l’engin de forage.
b) Catégorie des terrains de la mine de Kamfundwa :
• Catégories de terrain tendre 2D;
• Catégorie de terrain dur 3D ;
 I

• Catégorie de terrain très dur 3D*.

II.2.2. LE MINAGE
Le minage permet de réduire les massifs rocheux en des blocs
facilement chargeables grâce au travail d’un explosif au fond d’un trou de
mine préalablement foré.
Ce travail s’accompli en quelque milli seconde, l’énergie des gaz
entre alors en jeux, elle s’infiltre dans les fissures créées par le choc pour
aboutir à la fragmentation du massif et à son écroulement.
Il existe deux types de minages : le minage primaire et le minage
secondaire. Cependant le minage secondaire n’a lieu que si après le minage
primaire il y a apparition des gros blocs et pieds de butte.
II.2.3. Etudes des paramètres des fragmentations.

Les paramètres de fragmentation ne sont rien d’autres que les

paramètres de forage et ceux de minage.

Pour bien forer et miner, nous devons tenir compte des paramètres suivant :

Les paramètres de forage :

 La maille de forage : qui est définie par l’expression suivante :

Sm =E ×V
Avec : Sm: La surface de la maille de forage enm2

 V : L’écartement entre deux rangées de trous de mime parallèle

au front d’abattage ;
 E : La distance entre deux trous de mine voisine d’une même
rangée. elle est exprimée en mètre.

La surface de la maille varie selon la nature de terrains et de la

disposition de trous de mine.
 Diamètre de forage qui s’exprime en pouce ;
 Profondeur des trous de mine, qui dépend de la hauteur
du gradin.

Les paramètres de minage

 I

Dans cette partie nous allons définir tous les paramètres qui entrent
en ligne pour réaliser un bon minage, c’est notamment :

 La charge spécifique qui est la quantité d’explosifs nécessaire

pour fragmenter correctement un mètre cube de roche;
 La Hauteur de bourrage :

Le bourrage a comme rôle :

• Eviter les fuites vers l’extérieure du fourneau, donc favoriser
l’augmentation de la pression de gaz et accroitre la vitesse de
l’explosif ;
• Augmenter l’effet de l’explosif sur les massifs à abattre ;

• Cette hauteur est souvent fonction du tiers de la hauteur totale du

trou foré.

A la mine de Kamfundwa, elle est constituée d’un empilement de

cuttings (débris provenant lors de forage) ou de matière meuble comme la
terre rouge, le sable, etc.

 Le mode de raccordement
A la mine de Kamfundwa, il existe plusieurs modes des
raccordements en tenant compte des objectifs poursuivis.

 Le mode d’initiation : la GECAMINES utilise le plus souvent le

mode d’initiation par feu qui se réalise au moyen d’une mèche
lente (détonateur 6D), qui a comme rôle : 
• La mise à feu ;

• De permettre au bout feu de s’éloigner du lot.

L’estimation des dimensions des blocs se fait en rapport de

l’exigence du concentrateur (HMS).

La séquence d’initiation et du choix dépend essentiellement :

• De l’environnement, le niveau de vibration limite la charge unitaire
admissible par retard, par conséquence le nombre des trous
détonne au même instant ;
 I

• Du nombre de rangée à respecter pour le retard entre rangée

surtout si on veut à la fois respecter un étalement correct du tas et
éviter les projections.

II.2.3.1 Explosifs et Artifices de tir

A la mine à ciel ouvert de Kamfundwa, les explosifs et les artifices

sont stockés dans un endroit appelé dynamitier qui est subdivisé en 4
chambres dont deux chambres pour les artifices de tir et les autres pour les
explosifs
II.2.3.1.1Les explosifs
Définition
Un explosif est un composé chimique (gaz, solide, liquide) ou
mélange mécanique des corps comburant et combustible qui, sous
l’influence d’une impulsion extérieure (choc, étincelle, chaleur) se décompose
en entrainant la libération brutale d’une grande quantité d’énergie.
Les explosifs que nous avions rencontrés à la dynamitier sont :
• Emulsion en cartouches ;
• Explogel ;
• La pentolite de 60 gr et 150gr (cartouche amorce).

II.2.3. 1. 2Les artifices de tir 

Fig. 5 : booster de 60 gramme et cordeau détonant
 I

Ils sont les accessoires qui nous permettent de mettre en

combustion les explosifs. Parmi les artifices utilisés à Kamfundwa nous
pouvons citer :
• Le détonateur électrique ;

• Le détonateur non électrique qui est entre autres :

- Le cordeau détonant ;
- Le détonateur 6D ;
- Les relais des surfaces.

Fig.6 : Détonateur électrique, mèche 6D,  Relais surface

II.2.3.2 Calcul de la charge

Pendant que nous étions affectés au service de fragmentation

nous avons assisté à un minage primaire dans la phase A dont les
contraintes de minage étaient :

Le minage se passe sous niveau hydrostatique ;

Le lot contient beaucoup de forages anormaux ;
Le diamètre des trous : 5 pouce ;
Le nombre de trous : 380 ;
La hauteur des trous : 4 m ;
La maille de forage : 3,5 m x 3,5 m.

Les calculs partent de l’explosif de référence qui est l’Anfo avec

une charge spécifique de 800 gr / m3, une fois que tous les calculs de la
charge sont déterminés, il faudra maintenant appliquer un
coefficientéquivalent entre l’Anfo et l’explogel K égal à 1,28 qui permet de
trouver les charges de l’émulsion vu que le minage se réalise dans un terrain
 I

dur, la maille de forage recommandé est de 6 m ×6 m pour un diamètre de

trous de 9’’1/2.
Etant donné que les taillants mis à notre disposition étaient de
5 ’’ et que le terrain était fissuré, nous avons réduit la maille jusqu'à3,5 m x
3,5mpour une charge spécifique de 50gr /m3.
a) Calculs prévisionnel

 Volume total à abattre

V t =E ×V × H t × N ( m )
3

Avec:
 V t : volume total à abattre ;
 E ×V  : la maille de forage ;
 H t  : la hauteur des trous ;
 N : Nombre de trous du lot.

Ainsi, le volume total à abattre vaut : V t=3,5∗3,5∗4∗380=18.620 m3

 La densité linéaire de charge D c

D c =V 1 ×l (II.13.)
 V1 : le volume du cylindre dont le diamètre est celui des trous et
de hauteur d’un mètre ;
 ℓ : densité

Ainsi, on a ce qui suit :

2
π× D
Dc = ×d
4

3,14 ×(0,127)2
Dc = ×0,8 × 1000
4

Dc =10,13 Kg m

 La charge totale par trou

C t = Dc × H c Avec :
 I

- H c : hauteur de chargement qui est de 3,5 m

C t = 10,13 ×3,5=¿ 35,5 kg/trou
C t × K=35,5× 0,8=28,4 kg/trou d ' émulsion . Avec K=0,8 qui est le
coefficient équivalent à la densité de l’émulsion P115 utilisée. Pour
trouver la quantité totale d’émulsion pour un nombre de trous de
380, nous procédons de la minière suivante :
Qt =28,4 ×380=10.678 Kg D’émulsion.

 La charge spécifique C s:
Elle se calcul de la manière suivante :
C s=Q t /V a(II.14.)

Avec Va : le volume réel à abattre pour un trou donné par :

V a =H t × E ×V
3
V a =4 × 3,5× 3,5=49 m pour un seultrou
3
V a =49 ×380=18.620 m pour tous les trous
Connaissant la quantité totale d’explosifsde 12.000 Kg qui nous a été mise à
notre disposition, la charge spécifique se calcule de la manière suivante :

12.000 3 3
C s= =0,644 Kg/m × 49 m
18.620

C s=31,556 Kg

II.2.3.3. Les artifices de tir

Pour ce lot, nous avions utilisé le système non électrique avec
comme état de besoin que voici :
 380 boosters ou pentolite de 150g ;
  380 relais surface de 0 et 25ms ;
 Deux mèches 6D ;
 380 détonateurs fond trou.
Pour ce qui concerne le système d’initiation nous avions utilisé le non
électrique pour ce lot.
 I

II.3 LE SERVICE D’EXPLOITATION

Le service d’exploitation regroupe trois opérations suivantes :

 Le chargement ;
 Le transport ;
 La mise en terrils.
Outres ces trois opérations, on rencontre aussi :
L’arrosage de piste ;
La tenue de chantier.

II.3.1. LE CHARGEMENT

Le chargement est l’opération minière qui consiste au

remplissage des produits abattus dans les bacs des engins de transport
pour l’évacuation.
A la mine de Kamfundwa, le chargement s’effectue par les pelles
de marque Caterpillar de capacité godet de 3m 3et par les chargeuses de
marque caterpillar.

Fig.2- Chargement de bennes

 I

Le chargement tient compte de :

a) L’évolution correcte de l’engin de chargement

Le rendement d’une pelle est donné par :
3600 Cg 3
η= Kr × Ku m /h (II.1.)
t f

Avec : Cg : capacité du godet en m³ ;

f : coefficient de foisonnement ;
Kr : coefficient regroupant les facteurs de correction tel que le facteur de
remplissage ;
Ku : coefficient d’utilisation de la pelle ;
t : temps de cycle de la pelle en minutes.
Les facteurs sur lesquels le chef de chantier doit veiller sont :
- le remplissage du godet,
- le temps de cycle de la pelle et
- le coefficient d’utilisation de la pelle.
b) Le remplissage du godet de la pelle (Kr)
Le bon remplissage du godet (remplissage avec dôme) permet
d’améliorer le rendement de la pelle. Le chef de chantier doit donc exercer
une surveillance sur le remplissage du godet de la pelle. Sauf pour des
besoins de sélectivité des minerais, le remplissage du godet dépend du type
de terrain rencontré selon que la pelle est sur la roche dure ou la roche
tendre.
Alors on a su remarquer lors du chargement d’une benne que
plus les godets ne sont bien remplis, plus la pelle n’effectue un nombre
suffisant et minimal de godet pour remplir une benne, d’où une diminution
du temps de chargement.
Le nombre de godet minimal qu’effectue une pelle à Kamfundwa
pour remplir une benne est de quatre godets.
 I

a) Le temps de cycle de la pelle (t)

Les opérations constituant le cycle de la pelle sont :

 L’arrachement de la roche (creusement par le godet) ;
 Le retrait du stick à la hauteur de déversement ;
 La giration pour le positionnement du godet au-dessus de la pelle ;
 Le déversement de la roche dans l’unité de transport ;
 Le retour du godet à la position de creusement.

Le chef de chantier surveille ces opérations en déterminant les temps

moyens admissibles et en éliminant les causes qui entrainent l’allongement
de ces temps :

 Le temps de levage du godet (Tvc) ;

 Le temps de giration allée du godet (Tga) ;
 Le temps de déversement (Td) ;
 Le temps de giration retour du godet (Tgr) ;
 Le temps de descente (Tvc) ;

II.3.2. LE TRANSPORT

Le transport est une opération minière qui établit la liaison entre

le chantier de chargement et les points de déchargement. Le transport à la
mine de Kamfundwa, s’effectue à l’aide des camions bennes de marque
Volvo de capacités 40 tonnes ou 16,5m3.

a. L’évolution des bennes

Pour une bonne utilisation des bennes, il faut surveiller: 
 L’attelage ;
 Le remplissage des bennes ;
 La productivité.
Il est tout à fait indispensable de veiller sur un bon attelage parce
qu’il établit l’équilibre entre la capacité de chargement et de transport et cela
pour éviter l’attente à la pelle ou le chômage des engins. Ces problèmes
risqueront d’affecter les inducteurs de gestion.

Q . Dstd 3
η= m kmst /h (II.2)
h
 I

η: Productivité de la benne ;
Dst : la distance standard ;
h  : heures de productions de la benne ;
Q : capacité de la benne.

a. Le temps de cycle
T =T V +T f avec
 T V :temps variable et
 T f :temps fixe .(II.3)
T V =T a +T V avec T a : Temps aller et T V :Temps retour
' '
T f =t ma +t att +t c +t me + t d + t MRG +t MVT
t ma :temps de manoeuvre sur chantier ;
'
t att : temps d attente à la pelle ;
t c :temps de chargement du camion;
t me :temps de manoeuvre de deversement su r chantier ;
t d :temps de deversement ou de dechargemen ;
'
t MRG : temps de ravitaillement en gazoil repporté au temps de
cycle de la benne ¿ attente à la pelle ;
' '
t MVT :temps de visite d une benne rapporté au temps de cycle
de la benne ¿ attente à la pelle .
DCH
N= avec N :nombre de tr ansport (II.4.)
D TR
D CH :≤debit horaire effectif de l' excavateur ;
'
TERRILS D TR : debit horaire effectif de l unité de ranspor .

II.3.3. LA MISE EN TERRILS

Les remblais sont de points de chute de produits transportés de

la mine. La constitution des remblais consiste à couvrir le terrain des tas des
produits déversés par les camions bennes.
 I

II.3.4. LA TENUE DE CHANTIERS

La tenue de chantier de chargement est parmi les éléments qui

ont un impact fort sur la production dans une mine à ciel ouvert. Elle
consiste à mettre la pelle ou la chargeuse dans les conditions optimales de
chargement des engins de transport,
Pour ce faire, le chef de chantier doit veiller :
 Au bon état du chantier ;
 A la position de l’engin de chargement par rapport à l’engin de
transport ;
 Aux dimensions de l’espace de travail au chargement.

II.3.5 DETEMINATION DE LA DISTANCE STANDARD

Pendant que nous étions affectés au service d’exploitation

l’encadreur avait initié un exercice qui consistait à déterminer la distance
standard de deux bennes travaillantes dans différents niveaux en utilisant la
formule de la GECAMINES ci – dessous :
−3
Dstd=(D H+ 10 D V +500)× 10 ( Kmstd) (II.5.)
Avec :
Dstd  : Distance standard ;

DH  :Distance entre les points de chargement et de déchargement en mètres ;

DV : Dénivellation entre le point de chargement et le point de déchargement ;
500 mètres : une distance fictive ajoutée pour tenir des manœuvres au
chargement et au déchargement.

Pelle 1460
1320
Remblai sterile
1300

526 m
702 m

R231 420 m
1330
 I

173 m

i. Calculs de différente distance standard pour la pelle 1473 qui charge

au niveau 1300.
 Distance standard vers le remblai de stérile au niveau 1300

Dstd =1457+173+340+ (10*0) +500=2470 mstd

 Distance standard vers le remblai 431 au niveau 1310

Dstd =1457+86+184+ (10*10) +500=2327 mstd
1457 m 86 m

 Distance standard vers le remblai 633 au niveau 1360

Dstd =1457+86+473+ (60*10) +500=3216 mstd

 Distance standard vers le remblai 231 au niveau 1330

Ds td =1457+173+420 +526+ (20*10) +500=2776 mstd

 La distance standard moyenne pour une benne qui charge au niveau

1300

Dstd =2470+2327+3216+2776/4=2697,25 mstd

ii. Calculs desdifférentes distances standards pour la pelle 1473 qui

charge au niveau 1320.
 Distance standard vers le remblai de stérile au niveau 1300

Dstd =702+420+340+ (20*10) +500=2162 mstd

 Distance standard vers le remblai 231 au niveau 1330

Dstd =702+526+ (10*10) +500=1828 mstd

 Distance standard vers le remblai 431 au niveau 1320

Dstd =702+420+173+86+184+ (10*10) +500=2165 mstd

 Distance standard vers le remblai 633 au niveau 1360

Dstd =702+420+173+86+473+ (40*10) +500=2754 mstd

 La distance standard moyenne pour une benne qui charge au niveau

1320

Dstd=2162+1828+2165+ 2754/4=2227,2mstd
 I

II.4 DISPATCH ET ALIMENTATION

II.4 .1.1 Définition et rôle.

En mine à ciel ouvert ce mot est définit comme l’organe à partir

duquel le suivi de la production minière est effectué dans l’objectif d’une
meilleur utilisation des engins miniers, ainsi diverses informations relatives
à l’activité minières sont acquises.

Rôle du dispatch : au service de dispatch, notre tâche était de

récolter toutes les informations relatives à l’activité de la production d’une
mine qui sont :

• Volume des excavations réalisées ;

• Le tonnage et la qualité des minerais extraits ;
• L’affectation des engins miniers ;
• L’état des engins miniers ;
• L’évolution des alimentations des concentrateurs.

II.4.1.2 Les informations de l’activité journalière pour un dispatcheur

La production minière : elle se détermine en multipliant les nombre

de voyage de la benne par la capacité de la benne.

Pm=N v × Cb (II.6.)

Avec :
• Pm: production minière ;

• N v : nombre de voyage ;

• C b: capacité de la benne.

L’affectation des engins miniers

Le dispatcheur doit posséder toutes les informations relatives à

l’affectation des engins miniers ; c’est-à-dire les chantiers dans lesquels les
engins travaillent et différentes opérations minières effectuées par ces
engins.
 I

Etat des engins miniers

Le dispatcheur doit toujours posséder toutes les informations

relatives à l’état des engins miniers en se posant des questions que voici :

• L’engin est-il en panne ?

• S’il est panne, quel genre de panne ?

L’information pour un dispatcheur doit être aussi précise que possible.

Les performances des engins miniers

La société a fait établir des normes de rendements pour les
engins miniers c’est –à-dire les rendements considérés comme normaux
lorsque les engins travaillent dans les bonnes conditions.
Le dispatcheur doit connaitre les normes de rendements dans le
suivi des activités minières, spécialement des engins primaires de
production (pelle et benne).

L’évolution des alimentations de concentrateur

Le dispatcheur doit être informé de l’évolution des alimentations des
concentrateurs, c’est-à-dire :
• Posséder toujours la bonne information sur la situation de la
chaine concassage du concentrateur ;
• Posséder la bonne information sur l’état et l’utilisateur des engins
affectés aux alimentations ;
• Calculer le tonnage ou le volume de minerais déversés dans la
trémie du concassage primaire par heure et son cumul à chaque
instant ;
• Suivre la teneur en métaux dans les minerais alimentés, le
dispatcheur informe de la qualité de minerais alimenté et peut
ainsi provoquer la correction en cas de baisse sensible ou de
fluctuation exagérée de la teneur ;
• Suivre les résultats métallurgique enregistrés dans le traitement de
minerais ; les mauvais résultats métallurgique proviennent pour
une grande part de la qualité de minerais alimenté ; dans ce cas le
dispatcheur doit posséder ces informations et les gérer.
 I

II.4.1. 3 les facteurs influençant les engins primaires de production

Les facteurs qui influencent le taux de mise à disposition (% CMD)

C’est le rapport entre les heures de mise à disposition et les heures
possibles.
HMD
% CMD =100.  (II.7.)
HP
Le taux de mise à disposition (% CMD) des engins de chantier est tributaire
de :
• la main d’œuvre ;

• Le temps de réparation ;

• La circulation de l’information ;

• Manque de logistique ;

• Manque des pièces de rechange ;

• La démotivation du personnel.

Les facteurs qui influencent la marche d’engins (% MR)

Il est défini comme le rapport entre les heures de marche et les heures de
mise à disposition.
MR
% MR= x 100 ( II .8 .)
HMD
• Relève (changement de poste) ;
• Temps de prise de charge prolongée ;
• Indisponibilité d’engins Tandem (benne-pelle) ;
• L’appoint d’eau ;

Les facteurs qui influencent le taux d’utilisation (% CU).

Il est défini comme le rapport entre les heures d’utilisation et les heures de
mise à disposition.
HU
% CUE=100. (II.9.)
HMD
 Une bonne surveillance du taux de marche implique une
maitrise de ce taux.
Les facteurs qui influencent le rendement d’engins.
V
Rd¿ ( II .10 .)
t
• Tenue de chantier ;
• L’habilité de l’opérateur ;
• Mauvais minage (gros bloc).
 I

•
II.4.1.4 La Gestion des Informations relatives à l’exploitation
Documents utilisés au dispatch :
 Le graphique est le document utilisé par le dispatcheur pour
enregistrer en détail et sous forme de trait, l’activité de chaque engin
pendant son poste.
A la mine de Kamfundwa, l’enregistrement des activités de l’engin sur
le graphique est effectué de la manière conventionnelle à savoir :
• Un trait continu en bleu signifie que l’engin est en activité normale ;
• Un trait contenu en rouge qui signifie que l’engin est à la disposition
de la maintenance ;
• Un trait discontinu en bleu qui signifie que la machine est disponible
mais non utilisé ;

Pour ce qui concerne l’activité d’engins doit être indiquée au-dessus

du trait qui la représente ;
Le graphique est utilisé en colonnes représentant les heures
théorique d’un poste, puis les traits sont tracés à l’échelle c’est-à-dire qu’une
longueur du trait représente une durée bien détermine par le chef de service
du dispatch.
Ainsi à partir du graphique il est possible de connaitre la durée de
chaque activité de l’engin, les heures de maintenance, les heures
d’improductivité, les heures de marche.

II.4.1.5. Quelques outils utilisés au dispatch

Ces matériels sont très importants dans la récolte de données et

dans le suivi de la gestion de l’information à la production minière, à la
mine de Kamfundwa on utilisait les matériels suivants :
 Une calculatrice ;
 Le cerveau du dispatcheur ;
 Horloge ;
 Chronomètre ;
 Les appareils de communications tel que ;
 La radio Motorola ;
 I

 Le téléphone portable.

II.4.2. ALIMENTATION

Les produits traités au concentrateur et HMS de Kambove

proviennent de la mine de Kamfundwa et sont mis en remblais à proximité
du concentrateur.

II.4.2 .1. Réception des minerais

Le minerai brut est déversé dans une trémie au moyen des bennes
basculantes provenant des aires de stockage.

II.4.2 .2. La réalisation de l’alimentation

Cette réalisation est un problème très important, car elle conditionne

les possibilités de production de la société.

L’alimentation du concentrateur est réalisée au siège de Kambove par

le tandem chargeuse - benne.
 I

CONCLUSION
Le stage ouvrier effectué à la mine à ciel ouvert de Kamfundwa
inscrit au programme prévu à la faculté polytechnique a été d’une
importance capitale dans notre formation de futur ingénieur civil.

Nous avons eu à apprendre à travers les explications, les

observations, les manipulations ainsi que les différentes techniques utilisées
dans l’exploitation d’une mine à ciel ouvert, ainsi les notions théoriques
apprises au cours de notre parcours à la faculté polytechnique ont été
assimilées d’une manière pratique en faisant usage des nouvelles techniques
de l’informatique appliquée à une exploitation minière.

Nous nous estimons en mesure d’affronter le monde du

professionnel qui nous attend car la formation acquise nous permettra de
défendre notre diplôme par rapport au travail qu’on aura a effectué ainsi les
objectifs poursuivis ont été atteint.
 I

TABLE DES MATIERES

AVANT- PROPOS......................................................................................................................................I
INTRODUCTION..................................................................................................................................- 1 -
CHAPITRE I: GENERALITES SUR LA MINE DE KAMFUNDWA...............................................................- 2 -
I.1 Historique du siège....................................................................................................................- 2 -
I.2 Localisation du siège.................................................................................................................- 3 -
I.3 Activités du siège.......................................................................................................................- 3 -
I.3.1 structure et organigramme du siège......................................................................................- 3 -
I.3.2 Activités du travail..................................................................................................................- 3 -
I.3.2.1 Nombres de travailleurs......................................................................................................- 3 -
I.3.3 Activités de production..........................................................................................................- 4 -
I.3.4 Activités sociales....................................................................................................................- 4 -
I.4 PRESENTATION ET HISTORIQUE DE LA MINE DE KAMFUNDWA................................................- 5 -
I.4.1 Historique...............................................................................................................................- 5 -
I.4.2 Cadre géographique...............................................................................................................- 5 -
I.4. 3 GEOLOGIE ET HYDROGEOLOGIE DU GISEMENT DE KAMFUNDWA........................................- 7 -
I.4.3.1 Morphologie du gisement...................................................................................................- 7 -
I.4.3.2 Situation géologique du gisement.......................................................................................- 7 -
I.4.3.3 Stratigraphie Locale.............................................................................................................- 9 -
I.4.3.4 Classification des minéraux.................................................................................................- 9 -
I.4.2.5 Minéralisation du gisement.................................................................................................- 9 -
I.4.2.6 Hydrogéologie de Kamfundwa..........................................................................................- 10 -
1.4.2.7 Tectonique.......................................................................................................................- 11 -
CHAPITRE II ACTIVITÉS RELATIVES AU STAGE.......................................................................................12
II.1 LA GEOLOGIE..............................................................................................................................12
II.1.1 Rôle d’un géologue affecté à une exploitation des mines......................................................12
II.1.2 La sélectivité............................................................................................................................12
II.1.2.1.Définition..............................................................................................................................12
II.1.2.2 Types de sélectivité..............................................................................................................13
II.1.2.3 la mise en terril ou en remblais............................................................................................13
II.1.3 Echantillonnage.......................................................................................................................13
II.1.3.1 Identifications des minerais..................................................................................................13
 I

II.1.3.2 Préparations des échantillons...............................................................................................13

II.1.3.3 Opération effectuée sur terrain............................................................................................14
Tableau.2.1 teneur en Cuivre et Cobalt............................................................................................18
II.2 FRAGMENTATION......................................................................................................................19
II.2.1. LE FORAGE..............................................................................................................................19
II.2.2. LE MINAGE..............................................................................................................................20
II.2.3. Etudes des paramètres des fragmentations......................................................20
II.2.3.1. Explosifs et Artifices de tir...................................................................................22
II.2.3.1.1. Les explosifs......................................................................................................................22
II.2.3.1. 2. Les artifices de tir.............................................................................................................23
II.2.3.2. Calcul de la charge...............................................................................................................23
II.2.3.3. Les artifices de tir.................................................................................................................25
II.3 LE SERVICE D’EXPLOITATION......................................................................................................26
II.3.1. LE CHARGEMENT....................................................................................................................26
II.3.2. LE TRANSPORT........................................................................................................................28
a. L’évolution des bennes.................................................................................................................28
a. Le temps de cycle.....................................................................................................................29
II.3.3. La mise en terrils.....................................................................................................................29
II.3.4. La tenue de chantiers.............................................................................................................30
II.3.5 DETEMINATION DE LA DISTANCE STANDARD.........................................................................30
II.4 DISPATCH ET ALIMENTATION.....................................................................................................32
II.4 .1. Définition et rôle....................................................................................................................32
II.4.1.1. Les informations de l’activité journalière pour un dispatcheur...........................................32
II.4.1.2. les facteurs influençant les engins primaires de production...............................................34
II.4.1.3. La Gestion des Informations relatives à l’exploitation........................................................35
II.4.1.4. Quelques outils utilisés au dispatch.....................................................................................35
II.4.2. ALIMENTATION......................................................................................................................36
II.4.2 .1. Réception des minerais.......................................................................................................36
II.4.2 .2. La réalisation de l’alimentation...........................................................................................36
CONCLUSION........................................................................................................................................37