Tfe Finale Kambala [PDF]

Zitiervorschau

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IN MEMORIUM

Mon Papa KAMBALA MADINDA CRISPIN Très cher Papa, ton souvenir et tes actions demeurent toujours visibles dans ma vie, l’éducation et les conseils que tu m’as prodigués ont fait de moi ce que je suis aujourd’hui et m’ont aidé à accomplir cette œuvre grandiose : les morts sont vivants à travers leur progéniture. Très cher père, tendrement aimé, mais qui est parti très tôt, nous ne t’oublierons jamais. Nous t’aimons et nous t’aimerons toujours… !!!!

KAMBALA MADINDA CRISPIN

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EPIGRAPHE

« Rien n’est plus dangereux que la certitude d’avoir raison » (Porochenko lechero palenris lenris)

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DEDICACE Je dédie ce mémoire à :  A ma très chère mère CLAUDINE TSHILOBO KAZADI KAMBALA pour son sacrifice et encouragement afin d’assurer mon éducation ; Chers parents, vos prières, votre tendresse ; vos encouragements que vous ne cessez de montrer à mon égard ; ce travail est le fruit de vos sacrifices que vous avez consenti pour mon éducation et ma formation ; que Jéhovah Dieu puisse vous préservés et vous accordes une bonne santé et une très longue vie. Mon grand frère MACKY MBAYA KAMBALA et sa femme JOLIE MBWENDONGO MBAYA pour leurs soutiens ; qui ont toujours été présent à mes cotes durant toutes mes épreuves, en occupant la 1ère classe dans mon cœur. Indéfectiblement, nous n’oublierons pas de remercier le couple PETER DIBWE et sa femme FALONNE MIANDABU DIBWE pour leurs encouragements, leurs soutient tant moral, financier et spirituel.  Mes chers frères et sœurs de la famille KAMBALA MADINDA CRISPIN (MACKY,DIDIER,ALFA,FALONNE,MASCO,ADELARD,ARCEL,MELISSA, AUGUSTINE,BERNARD,DIMERCIA,FISTON,GAETAN,SHILANDA,LYDIA, TSHITSHI,SOLANGE,STEPHANE MUSADI), qui me soutiennent toujours, les mots ne suffisent guère pour exprimer l’attachement, l’amour et l’affection que je porte pour vous. Je vous remercie pour votre hospitalité sans égal et votre affection si sincère.

 A mes nièces et neveux, pour vos encouragements et votre amour fraternel.  A mes cousins et cousines pour votre amour et conseil.  A ma famille élargie.  Tous mes professeurs, assistants, chefs de travaux.

 Tous mes amis à l’université.  A famille internationale des frères et sœurs de témoins de Jéhovah KAMBALA MADINDA CRISPIN

iv KAMBALA MADINDA CRISPIN

REMERCIEMENT Nous remercions en premier lieu Jéhovah Dieu Tout Puissant de nous avoir accordé la puissance et la volonté pour achever ce travail. En second lieu, Nous tenons à remercier le Professeur Docteur Ir KALENGA KAUNDE KASONGO Jimmy et mon Co-Directeur CT MBUYA MUKOMBO Junior, pour avoir accepté de diriger ce mémoire mais aussi l’aide précieuse et le temps qu’il a bien voulu me consacrer. Veuillez trouver ici l’expression de notre respectueuse considération et notre profonde admiration pour toutes vos qualités scientifiques et humaines. Je tiens ici à adresser mes plus vifs remerciements à Monsieur le manager Pontien KALALA et le manager Magloire, madame Micheline, Patrick NDALA , Nema KAVUL A KAVUL de KAMOA COPPER SA et à tous les agents de JMMC pour le temps qu’ils ont su me consacrer et les multiples renseignements qu’ils m’ont apportés. Nos sincères remerciements s’adressent également à la famille Théophile HOMBO MABILA et sa femme Clarisse LENGE MABILA ; pour l’encadrement, le soutien et l’hospitalité manifestée à notre modeste personne, trouve ici l’expression de notre profonde gratitude. Je remercie toute l’équipe pédagogique pour les enseignements qu’ils ont su m’apporter tout au long de mes études d’ingénieur à la Faculté Polytechnique de Lubumbashi. J‘adresse mes plus sincères remerciements à tous mes chers ami(e), Abigaelle UMBA BANZA , Gael NGAMBA, Eboue BANZA, Reagen BANZA,LA FAMILLE MWENZE, Junior KAPEND, Denis MASIMANGO, Ysidor LUPAPI, Ricky FATAKI , Elie LOPOKE , Héritier , JOËL SHIMATU,KEN KADIATA, FABRICE LUTULA, Karel KILUBA, Mertens MULONGOY, MUSUL A RUMB Emmanuel, MUSAKANE Joseph, MBAYO carpe, Marcelin MOKOSAYI

Sarah LUKOJI, Jetrohim MUY

MUY,LES PROMOTIONNELS, et plusieurs amis de la faculté de polytechniques c’est avec un réel sentiment de reconnaissance que je tiens à vous remercier pour les meilleurs et

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v les pires moments passés ensemble et qui ont contribué à mon épanouissement. Votre amitié est pour moi une seconde respiration. Je remercie enfin toute ma promotion de troisième bachelier mines sans qui ces années d’études n’auraient pas été les mêmes et tout particulièrement, avec lesquelles j’ai passé des moments inoubliables. Que se sentent aussi remercié toutes les personnes qui nous aiment et que nous aimions et qui de près ou de loin, pour peu ou trop, à un moment ou à un autre, nous ont apporté leur soutien, mais dont les noms ne figurent pas sur cette liste in exhaustive trouvent ici l’expression de notre profonde gratitude.

RESUME

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vi Le projet Kamoa-Kakula est situé à environ 25 Km à vol d’oiseau et à l'Ouest de la ville de Kolwezi chef-lieu de la province du Lualaba et 270 Km à vol d’oiseau à l’Ouest de Lubumbashi.

Le gisement de kamoa copper appartient au système Katanguien. Les

formations géologiques locales de Kamoa-Kakula sont représentées par le groupe de Nguba et une partie du groupe de Roan (le sous-groupe de Mwashya) dans le super groupe de Roan. Le gisement de Kamoa est sulfuré et situé dans le grand conglomérat à la base du groupe inférieur de kundelungu, avec une minéralisation qui a une extension de 23km x 15km et un pendage qui varie entre 0° à 10°, de 15° à 20° sur les flancs des dômes. A Kamoa les épaisseurs de la minéralisation ayant une teneur de coupure de 1,4% Cu, sont de l’ordre de 2,3m et 15,8m pour les ressources minérales indiquées . Ce travail traite de « l’optimisation des paramètres de chargement et transport en vue d’améliorer la production » cas de la mine souterraine de kamoa copper précisément kakula sud. Cette optimisation vise à résoudre le problème de la diminution de la production horaire des engins dû à une mauvaise adaptation des engins de chargement et de transport. Ce travail comprend : la détermination du temps de cycle des unités de chargement (la chargeuse SANDVIK LH621i de marque Volvo) et de transport (camionbenne Volvo SANDVIK TH551) utilisées sur site ; la détermination du nombres d’unités de transport à maintenir dans le circuit pour un seul type d’unité de transport en fonction du trajet à parcourir ainsi que le rendement horaire. Partant des données récoltées sur site, nous avons déterminés les différents rendements horaires des engins de chargement et des engins de transport en fonction du trajet comme illustré ci-dessous :  Chargeuse Volvo SANDVIK LH621i : 

Trajet1:MB5-AD2: Dch= 76,793 m3/h



Trajet2:MB6-AD2: Dch= 81,184 m3/h.

 Camion-benne Volvo SANDVIK TH551 : 

Trajet 1 : MB5-AD2 :Dch=27,31 m3/h



Trajet2 : MB6-AD2 :Dch= 26,89 m3/h

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vii En suite pour optimiser le chargement nous avons posé l’hypothèse disant qu’en règle générale, l’unité de chargement doit charger l’unité de transport en 3 passes. En divisant la capacité de l’unité de transport par le nombre de passes nous avons trouvé que les Camions-bennes de marque Volvo SANDVIK TH551 qui étaient attelés auprès de la chargeuse de marque Volvo SANDVIK LH 621i doivent être attelés pour une bonne adaptation à l’unité de chargement ayant une capacité nominale légèrement supérieure à 10 m3/h. Enfin, pour optimiser le transport nous avons considéré deux hypothèses dont la première qui consiste à considérer le temps de chargement que l’unité de transport prendrait en 3 passes et la deuxième qui consiste à éliminer le temps d’attente de l’unité de transport à l’unité de chargement. Apres l’optimisation en fonction de deux hypothèses nous sommes aboutis aux résultats suivants :  Camion-benne Volvo SANDVIK TH 551: 

Trajet 1 : MB5-AD2 : Dth=26,99 m3/h



Trajet2 : MB6- AD2 : Dth=30,53 m3/h

KAMBALA MADINDA CRISPIN

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TABLE DES MATIERES IN MEMORIUM..........................................................................................................................i EPIGRAPHE...............................................................................................................................ii DEDICACE................................................................................................................................iii REMERCIEMENT....................................................................................................................iv RESUME.....................................................................................................................................vi LISTE DES FIGURES.............................................................................................................xii LISTE DES TABLEAUX........................................................................................................xiii INTRODUCTION GENERALE............................................................................................xvi CHAPITRE I : GENERALITES SUR LE SECTEUR KAMOA-KAKULA........................1 I.1. Historique..........................................................................................................................1 I.2. Cadre géographique.........................................................................................................1 I.2.1. Localisation................................................................................................................1 I.2.2. Relief et Hydrographie..............................................................................................2 I.2.3. Climat..........................................................................................................................3 I.2.4. Sols..............................................................................................................................3 I.2.5. Végétation...................................................................................................................4 I.3. Géologie régionale.............................................................................................................4 KAMBALA MADINDA CRISPIN

ix I.3.1. La lithostratigraphie du Katanguien.......................................................................4 I.3.2. Cadre tectonique de l'arc Lufilien............................................................................6 I.4. Géologie locale du site de kamoa-kakula........................................................................8 I.4.1. Lithostratigraphie en vigueur...................................................................................8 I.4.2. La Minéralisation.......................................................................................................9 I.5 Conclusion partielle.........................................................................................................12 CHAPITRE II : GENERALITES SUR LE CHARGEMENT ET TRANSPORT EN MINE SOUTERRAINE............................................................................................................13 Introduction...........................................................................................................................13 II.1 CHARGEMENT............................................................................................................13 II.1.1 Introduction.................................................................................................................13 II.1.2 Détermination de la capacité de chargement........................................................14 II.1.3 Cycle de l’unité de chargement..............................................................................14 II.1.4 Engins de chargement.............................................................................................16 Mines souterraines............................................................................................................16 Mines à ciel ouvert.............................................................................................................17 II.1.5 Rendement volumétrique d’une chargeuse..........................................................17 II.1.6 Capacité horaire......................................................................................................18 II.2 LE TRANSPORT...........................................................................................................20 II.2.1 Introduction.............................................................................................................20

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x II.2.2.Transport par camion-benne.................................................................................22 II.2.3 Types des camions- bennes utilisés dans les travaux miniers.............................22 II.2.4 Critère de sélection des camions bennes...............................................................23 II.2.5 Etude du temps de cycle d’un engin de transport................................................23 II.2.6 Détermination de la capacité du bac d’un engin de transport............................23 II.2.7 Détermination du nombre de camions bennes à maintenir dans le circuit.......24 II.3 Notion sur les coefficients de disponibilité et d’utilisation des engins miniers.....25 II.3.1 Classes d’heures......................................................................................................27 II.4 Notion sur la distance standard....................................................................................29 II.5 Débit horaire et productivité d’un camion benne.......................................................30 II.6 Types et caractéristiques techniques des engins de chargement et transport utilises.....................................................................................................................................32 III.6.1 Types et caractéristiques techniques des engins de chargement.......................32 III.6.2 Types et caractéristiques techniques des engins de transport utilisés..............34 II.7 Transport a kamoa copper précisément a kakula sud...............................................37 II.8 Conclusion partielle.......................................................................................................38 CHAPITRE III : OPTIMISATION DES PARAMETRES DE CHARGEMENTS ET TRANSPORTS..........................................................................................................................39 III.1 Introduction..................................................................................................................39 III.2 Notion de statistique.....................................................................................................39 III.2.1 Rappel sur les éléments statistiques.....................................................................39 KAMBALA MADINDA CRISPIN

xi III.3 Calcul de coefficient d’utilisation absolue..................................................................41 III.4 Chronométrage.............................................................................................................42 III.4.1 Détermination du temps de cycle de la chargeuse tc..........................................43 III.4.2 Nombre de godets pour remplir les bennes.........................................................50 III.4.3 Rendement horaire de la chargeuse Volvo sandvik LH621i..............................50 III.4.4 Nombre de godets pour remplir les bennes.........................................................58 III.4.5 Rendement horaire de la chargeuse Volvo sandvik LH621i..............................58 III.5 Chronométrage des temps des cycles des camions- bennes en secondes.................58 III.5.1 Temps de cycle de la benne Volvo sandvik th551 affectée au remblai de minerai................................................................................................................................58 III.5.2 Rendement horaire................................................................................................70 III.5.3 Nombre des camions-bennes à maintenir dans le circuit...................................70 III.5.4 Calcul de la distance standard..............................................................................70 III.5.5 Rendement horaire................................................................................................82 III.5.6 Nombre des camions-bennes à maintenir dans le circuit...................................82 III.5.7 Calcul de la distance standard..............................................................................82 III.6 Optimisation de chargement et transport..................................................................83 III.6.1 Optimisation de chargement.................................................................................83 III.6.2. Optimisation de transport....................................................................................84 III.7 Conclusion partielle......................................................................................................86

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xii CONCLUSION GENERALE ET SUGGESTIONS..............................................................87 BIBLIOGRAPHIE....................................................................................................................89

LISTE DES FIGURES Figure I-1Localisation du projet Kamoa-Kakula (Ivanhoé, 2016)................................................2 Figure I-2:Carte montrant la zonation de la tectonique de l’arc Lufilien (USGS, 2013 à partir de Selley et al. 2005).....................................................................................................................7 Figure I-3: Variation verticale de teneurs en cuivre (Ivanhoé, 2017).........................................11 Figure I-4:Les minéraux rencontrés à Kakula.............................................................................11 Figure II-1:Cycle d'une unité de chargement dans les mines......................................................15 Figure II-2:Chargement pour les mines souterraine....................................................................16 Figure II-3:Chargement pour les mines de surface.....................................................................17 Figure II-4:Classification générale des systèmes de transport....................................................21 Figure II-5:Systèmes de transport continu et par lots.................................................................22 Figure II-6:L’arbre de temps.......................................................................................................26 Figure II-7:la chargeuse sandvik LH621i....................................................................................32 Figure II-8:Le camion-benne sandvik TH551.............................................................................34 Figure II-9:L’attelage de la chargeuse-bennes............................................................................35

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LISTES DES TABLEAUX Tableau I-1:Poids spécifique et Coefficient de foisonnement des roches (Kamulete, 2013).....19 Tableau II-2:Les caractéristiques techniques de la chargeuse SANDVIK LH621i (www.sandvik.com/fr_FR/products/new/equipment/excavators/large-excavators)...................33 Tableau

II-3:Caractéristiques

techniques

du

camions-bennes

Volvo

SANDVIK

TH551(www.sandvik th551.com/construction Volvo)...............................................................37 Tableau III-1:Temps de cycles chronométrés de la chargeuse SANDVIK LHD 621i...............43 Tableau III-2:Calcul statistique du temps moyen de chargement de la chargeuse SANDVIK LH621i........................................................................................................................................46 Tableau III-3:Calcul statistique du temps moyen d’aller de la chargeuse SANDVIK LH621i..47 Tableau III-4:Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la chargeuse SANDVIK LH621i........................................................................................................................................48 Tableau III-5:Calcul statistique du temps moyen de retour de la chargeuse SANDVIK LH621i .....................................................................................................................................................49 Tableau III-6:résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i.......................................50 Tableau III-7:Temps de cycles chronométrés de la chargeuse SANDVIK LHD 621i...............50 Tableau III-8:Calcul statistique du temps moyen de chargement de la chargeuse SANDVIK LH621i........................................................................................................................................53 Tableau III-9:Calcul statistique du temps moyen d’aller de la chargeuse SANDVIK LH621i..55 Tableau III-10:Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la chargeuse SANDVIK LH621i.....................................................................................................................56 KAMBALA MADINDA CRISPIN

xiv Tableau III-11:Calcul statistique du temps moyen de retour de la chargeuse SANDVIK LH621i........................................................................................................................................57 Tableau III-12:résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i.......................................58 Tableau III-13:temps de cycle de la benne Volvo affectée au front MB5 AD2.........................59 Tableau III-14:Calcul statistique du temps moyen de chargement du camion-bennes SANDVIK TH551.......................................................................................................................61 Tableau III-15:Calcul statistique du temps moyen d’aller du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................62 Tableau III-16:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre de déchargement du camionbennes SANDVIK TH551..........................................................................................................64 Tableau III-17:Calcul statistique du temps moyen de déchargement du camion-bennes SANDVIK TH551.......................................................................................................................65 Tableau III-18:Calcul statistique du temps moyen de retour du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................66 Tableau III-19:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre a la chargeuse du camionbennes SANDVIK TH551..........................................................................................................68 Tableau III-20:Calcul statistique du temps moyen d’attente du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................69 Tableau III-21:temps de cycle de la benne Volvo affectée au front MB6-AD2.........................71 Tableau III-22:Calcul statistique du temps de chargement du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................73 Tableau III-23:Calcul statistique du temps moyen d’aller du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................75

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xv Tableau III-24:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre de déchargement du camionbennes SANDVIK TH551..........................................................................................................76 Tableau III-25:Calcul statistique du temps moyen de déchargement du camion-bennes SANDVIK TH551.......................................................................................................................77 Tableau III-26:Calcul statistique du temps moyen de retour du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................78 Tableau III-27:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre a la chargeuse du camionbennes SANDVIK TH551..........................................................................................................80 Tableau III-28:Calcul statistique du temps moyen d’attente du camion-bennes SANDVIK TH551..........................................................................................................................................81 Tableau III-29:résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la benne Volvo vers le front MB6-AD2 .................................82

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INTRODUCTION GENERALE La production de la mine est conditionnée par les engins de chargement. Le choix des engins de chargement dépend essentiellement de la production escomptée. Il s’avère comme le principal poumon de la chaine technologique de l’exploitation minière à ciel ouvert et de la mine souterraine. On constate une motivation des entreprises à produire plus, ce qui les poussent à accroitre considérablement la capacité des engins de chargement. Les engins de chargement et d’excavation utilisés dans les mines sont les excavateurs à godet unique (ou multiple). Le transport dans une mine est un procédé technologique au déplacement des charges, il représente des dépenses très considérables du prix de revient total d’exploitation. Le transport consiste à déplacer la masse minière du front de taille vers la zone de déchargement (stock ou usine de traitement). Les opérations de chargement et de transport constituent la plus grande partie du prix de revient de l’extraction dans les exploitations minières.  De 19 à 20% environ pour le chargement  De 30 à 70% et plus pour le transport, selon les distances Cette grande efficacité du transport des matériaux sur une distance relativement courte, la simplicité dans la construction des engins de transport, la possibilité de surmonter les pentes élevées ; la simplicité d’organisation de travail caractérisant fort bien cette méthode de transport. Malgré tous les efforts employés dans le secteur minier, des problèmes d’ordre technique et organisationnel subsistent encore. Parmi les problèmes d’organisation des travaux miniers rencontré à kamoa Copper précisément à KAKULA SUD, en ce qui concerne le chargement et le transport des produits, on retient les problèmes de fluidité du circuit de transport, qui n’a qu’une seule voie de roulage où toutes les activités de la mine y sont observées ; le manque de communication entre le contrôleur technique et les opérateurs des camions bennes. Tous ceux-ci, ne permettent pas de réaliser l’objectif du service de planning. KAMBALA MADINDA CRISPIN

xvii Pour arriver à palier a tous ces problèmes énoncés, nous nous sommes fixés à faire une étude sur les paramètres de chargement et transport en vue d’améliorer la production de nos engins. Pour déterminer la production de nos engins, nous avons adoptés une méthodologie de travail, en commençant par :  Les recherches bibliographiques  Les visites sur terrain qui ont consistées aux récoltes des données. Notre travail sera subdivisé, hormis l’introduction et la conclusion en trois chapitres : Chapitre I :la généralité de la mine de kamoa Copper Ce chapitre fera l’objet de la présentation de la mine de kamoa, ses activités minières, de la géologie, l’hydrogéologie et l’hydrologie de site de KAKULA SUD. Chapitre II : généralité sur le chargement et transport Ce chapitre parlera beaucoup plus sur les chargements et les transports dans une mine souterraine. Il insistera beaucoup plus sur les engins et matériels de chargement et de transport utilisés sur des mines et des carrières souterraines. Chapitre III : optimisation des paramètres de chargement et transport Ce chapitre sera l’objet d’une étude qui nous permettra d’analyser les paramètres de chargement et de transport dans la mine souterraine de KAKULA SUD et s’articulera sur la détermination du temps de cycles des unités de chargement et de transport , l’évaluations statistiques de différents temps et enfin la détermination de la distance standard, sur base des hypothèses établies par les planificateurs miniers afin d’accroitre la production.

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CHAPITRE I : GENERALITES SUR LE SECTEUR KAMOAKAKULA I.1. Historique Entre 1971 et 1975, le consortium Tenke Fungurume (composé d’Amoco, Charter, Mitsui, BRGM et L). Tempelsman, et exploité sous le nom de société internationale des Mines du Zaïre （ SIMZ), a entrepris des travaux d’exploration au niveau local, qui s’étendaient du sud－ouest de Kolwezi vers la frontière zambienne. Un programme régional d’échantillonnage des sédiments fluviatiles, soutenu par hélicoptère, a été achevé en 1971. Aucun renseignement sur l’emplacement des échantillons n’est disponible pour les échantillonnages qui auraient pu avoir lieu dans les limites du projet actuel. En 2003, Ivanhoé a acquis une importante participation au sol, y compris les zones de permis qui composent maintenant le projet. Les travaux réalisés à ce jour comprennent la compilation de données, l’acquisition d’images satellites, la cartographie géologique, l’échantillonnage géochimique des sédiments fluviatiles et du sol, un levé géophysique aéroporté qui a recueilli l’intensité magnétique totale du champ, gradient magnétique horizontal et longitudinal, linéaire et barométrique, altimétrique et les données de position, l’acquisition de données de roches entières et d’éléments trace de roches entières à partir d’intervalles choisis de grès des zones minéralisées et de grès de mur dans le forage DKMC-DD019, et le forage air core, circulation inverse (RC) et carottage (DDC). Une estimation des ressources minérales pour la première fois a été préparée par Amec Foster Wheeler pour le projet en 2009, et l’estimation a été mise à jour en 2010, 2011,2012 et 2014. Les évaluations économiques préliminaires ont été préparées en 2012 et en 2013.

I.2. Cadre géographique I.2.1. Localisation Le projet Kamoa-Kakula est situé à environ 25 Km à vol d’oiseau et à l'Ouest de la ville de Kolwezi chef-lieu de la province du Lualaba et 270 Km à vol d’oiseau à l’Ouest

2 de Lubumbashi, dans le Sud de la République Démocratique du Congo (RDC). Soit aux coordonnées 10°21’0’’S / longitude 25°9’0’’E.

Figure I- 1-1Localisation du projet Kamoa-Kakula (Ivanhoé, 2016)

I.2.2. Relief et Hydrographie Le Katanga a connu depuis le Crétacé trois phases d’érosion intense, consécutives à la surrection de cette région, qui ont abouti à la formation de trois surfaces pénéplaines, dont la troisième est celle de la plaine de Lubumbashi à une altitude comprise entre 1 200 et 1 300 m (Duvigneaud, 1958). L’individualisation de grands ensembles de plaines (Upemba) ou de plateaux et de monts (Kundelungu, Bianos) au nord de Kolwezi serait due à des effondrements et relèvements tectoniques intervenus au milieu du quaternaire. Néanmoins, la zone qui présente les occurrences de minéralisation les plus fortes peut être rattachées à la vaste pénéplaine de Lubumbashi où les reliefs résiduels ont été conservés en raison de leur résistance à l’érosion. Le site se trouve au bord d’une crête qui s’étend du Nord-Est au Sud-Ouest et qui est traversée par de nombreux bassins des drainages bien développés faisant partie du

3 grand bassin versant de Lualaba. Ainsi en est-il de la rivière Lufupa au Sud, de la Lulua qui prend sa source dans la région même, de la Lukuga et de la Kamoa au Nord. I.2.3. Climat Le climat du Katanga méridional est de type subtropical humide avec une saison humide comprise entre octobre et avril et une saison sèche de mai à septembre. La pluviométrie annuelle moyenne se situe autour de 1250 mm, dont la moitié tombe durant les mois de décembre à février. La température moyenne annuelle est d’environ 20 °C avec la plus basse en saison sèche (15-17 °C en juillet) et la plus élevée (25-28 °C) en octobre. L’altitude moyenne du plateau à 1200 m tempère ces variations climatiques. Dans le périmètre de Kamoa-Kakula, la saison sèche s’étend du 15 avril au 15 octobre avec une température relativement basse dont les minimales varient entre 10- 15°C ; mais elles peuvent également descendre jusqu’à 8º C la nuit, pendant les mois de juillet et d’août. La saison des pluies débute du 15 octobre et se termine à mi – avril, avec des températures relativement élevées oscillant entre 22 et 36°C. Cette saison se caractérise également par des records pluviométriques surtout en novembre et décembre. La précipitation annuelle a varié de 1160mm à 2847mm. Avec une moyenne annuelle de 2218mm calculée à partir de données recueillies sur cinq ans. (Ivanhoé, 2017). I.2.4. Sols Les sols du Katanga ne sont pas riches malgré la luxuriance de la végétation qui est due principalement à la richesse en humus. Soumis à la forte pluviométrie de la région, les sols humifères du Katanga n’ont plus la possibilité de se reconstituer et les divers constituants du sol (argiles, sels minéraux) sont libérés du complexe qu’ils formaient. (Duvigneaud, 1958) La forte pluviométrie soumet les sols du Katanga à une hydrolyse totale en provoquant le phénomène de latéritisation, c’est-à-dire que les éléments chimiques légers, à faible rayon ionique (Ca, Cl, Mg, K, P, …) passent en solution dans les eaux de lessivage, tandis que les éléments lourds (métaux, principalement le fer) restent en place. Par ailleurs, l’alternance des deux saisons au Katanga accentue le phénomène de latéritisation conduisant par endroits à la formation d’une cuirasse latéritique.

4 Le phénomène de latéritisation est surtout observé sur les crêtes et à hautes altitudes. Dans les plaines alluviales du Katanga, on observe les sols détritiques dont la richesse en humus leur a conféré la couleur noire. (Duvigneaud, 1958).

I.2.5. Végétation La flore dominant la région est la formation boisée typique de la forêt de Miombo. L’étude géobotanique menée par la société sur terrain a permis de ressortir les formations végétales suivantes : 

Savane boisée



Foret claire



Pelouse sèche

Les principales espèces ont été répertoriées selon les groupements floristiques suivants : 

Dambos ;



Arbuste naine ;



Foret marécageuse ;



Foret type Miombo.

I.3. Géologie régionale I.3.1. La lithostratigraphie du Katanguien Le Super groupe Katanguien fait partie du Panafricaine daté du Néoprotérozoïque et situé entre le craton du Congo et celui du Kalahari. Il comprend les groupes de Roan, de Nguba et de Kundelungu. (Cailteux, 1994). I.3.1.1. Le groupe de Roan (R) En RDC, le groupe Roan a été subdivisé en sous-groupe des R.A.T. (Roches Argillo Talqueuses), sous-groupe des mines, sous-groupe Dipeta et sous-groupe de Mwashya (Cailteux, et al. 2005). A. Le sous-groupe des R.A.T

5 C’est une séquence sédimentaire composée de roches terrigènes-Dolomitiques massives, rouges (Cailteux, et al. 2005). Les brèches tectoniques se produisent généralement au contact du sous-groupe des Mines. Cependant, dans un certain nombre de failles de poussées, les R.A.T. rougeâtres sont en contact normal avec R.A.T grise qui forme la base du sous-groupe des mines. B. Le sous-groupe des Mines Le sous-groupe des Mines (R 2) est composé d'intercalations de dolomies argilo-silteuses et de shales dolomitiques. C. Le sous-groupe de Dipeta Il est caractérisé principalement par des lits argileux et siliciclastiques à la base et par des carbonates au sommet (Cailteux, 1994). Cette unité stratigraphique atteint au moins 600 m d'épaisseur (Cailteux, 1994) D. Le Sous-groupe Mwashya. Dans la ceinture cuprifère de la RDC, le Mwashya est généralement dolomitique. La base du Mwashya se compose principalement de dolomies à grains fins et de lits siliceux minéralisés. Le Mwashya supérieur est composé de shales dolomitiques et de calcaire. En général, la présence de diamictite entraîne l'attribution des roches au Groupe de Nguba. La Subdivision la plus récente attribue le Mwashya inférieur au Dipeta (Cailteux et al. 2007 ; Bull et al. 2011). I.3.1.2. Le Groupe de Nguba (Ng) Le groupe de Nguba succède au Groupe de Roan ; il est subdivisé en deux sous -groupes qui sont le Likasi (Ng 1) et le sous-groupe Monwezi (Ng 2) (François, 1973 dans Cailteux, 1994). La partie basale du groupe Nguba est l'unité du Grand Conglomérat (Ng 1.1). Le Grand Conglomérat est recouvert par des calcaires (Ng 1.2), qui peuvent atteindre 500 m d'épaisseur. Au-dessus des dolomies et des carbonates se trouve des shales dolomitiques (Ng 2.1) pouvant atteindre 200 m d'épaisseur. Les schistes de Nguba (Ng 2.1) sont surmontés des grès dolomitiques, siltites et shales gréso-quartzitiques (Ng 2). (Binda & Van Eden, 1972) I.3.1.3. Le groupe de Kundelungu (Ku) Le groupe de Kundelungu succède au groupe de Nguba. Le Petit Conglomérat qui forme la base de cette unité, peut atteindre 50 m d'épaisseur et contient des fragments de calcaires sous-jacents de Kakontwe et des quartzites du Mwashya et des dolérites du Kibarien. Au-dessus du Petit Conglomérat, le Groupe de Kundelungu est composé de plusieurs

6 centaines de mètres de grès, de siltites et de shales dolomitiques. La partie supérieure contient 600 à 700 m de grès, arkoses et shales sableux (Cailteux, 1994). Les roches hôtes de l’Orebody inférieur comprennent : une siltite chloritodolomitique massive connue sous le nom de R.A.T., une dolomie à stratification fine (D.Strat. '' Dolomie Stratifiée ''), dolomie stromatolitique silicifiée formant des laminites alternant avec des lits minces silteux dolomitiques (RSF). Les roches hôtes de l’Orebody supérieur comprennent les shales dolomitiques (S.D.). Reposant sur une dolomie stromatolitique de type récifal généralement « stérile » (R.C.C. Roches Siliceuses Cellulaires), se trouvant entre les deux corps minéralisés. (Cailteux et al. 2005a). I.3.2. Cadre tectonique de l'arc Lufilien L'histoire du dépôt de l'arc Lufilien a été contrôlée par le rifting continental menant à la formation d'une marge continentale passive du côté sud du craton du Congo (Porada et Berhorst, 2000 cité dans Twite, 2016). L'orogenèse lufilienne aurait eu lieu entre 560 et 550 Ma, lors de la collision de la « Plaque Angola-Kalahari » et de la « Plaque Congo-Tanzanie » avec chevauchement dirigé vers le nord-est (Kampunzu et Cailteux, 1999 ; Berhorst, 2000).

7

Figure I- 2:Carte montrant la zonation de la tectonique de l’arc Lufilien (USGS, 2013 à partir de Selley et al. 2005)

8 L'arc lufilien comprend une succession de plis, failles et de structures de poussées convexes vers le Nord. Le courant tectonique de l'arc Lufilien a été formé sous un régime de compression pendant l'inversion de la tectonique extensionnelle vers la tectonique de compression dans le bassin du Katangien (François, 1973 ; Kampunzu et Cailteux, 1999 ; Key et al. 2001 ; Selley et al. 2005 cité dans Twite, 2016). La ceinture Lufilienne est divisée en quatre domaines différents du nord au Sud : le pli externe et la ceinture de chevauchement, la région des Dômes, la ceinture synclinoriale, et le haut Katanga (Porada et Berhorst, 2000; Key et al. 2001; Selley et al. 2005 cité dans Twite B. 2016).

I.4. Géologie locale du site de kamoa-kakula I.4.1. Lithostratigraphie en vigueur Les formations géologiques locales de Kamoa-Kakula sont représentées par le groupe de Nguba et une partie du groupe du Roan (le sous-groupe de Mwashya). Dans la zone, les couches de couverture ont subi l’altération météorique et sont constituées par les formations de sable de Kalahari, de sol résiduel et de saprolite par endroit. Ces formations de Kamoa-Kakula ont été mises en évidence grâce à des forages carottés. On retrouve deux niveaux repères constitués de pyrite ; le premier se trouvant au niveau du Ng 114 et le second, le Kamoa Pyritic Siltite (KPS), qui se trouve dans Ng 112. Le gisement de cuivre se trouve à la base du Grand-conglomérat (Ng111). I.4.1.1. Le Ng 1.1.6 Il est constitué principalement de Diamictite de couleur gris clair à un gris verdâtre, contenant 7 à 15% de clastes. Les clastes sont souvent des quartzites, roche mafiques ou des argilites. Il est souvent compris entre un conglomérat épais, un grès et une siltite. I.4.1.2. Le Ng 1.1.5 C’est une diamictite composée de ±25 % de clastes. Ces clastes sont des quartzites, argilites et parfois des clastes mafiques. Son épaisseur va de 200 à 350 m. le Ng 115 est parfois intercalé entre une siltite, un grès ou une diamictite retravaillée. I.4.1.3. Le Siltite pyritique laminée (Ng 1.1.4) Cette Siltite laminée contient des lits pyriteux irréguliers. Son épaisseur varie de 5 à 25 mètres.

9

I.4.1.4. Le Ng 1.1.3 Cette unité est généralement de teinte gris à gris foncé, avec 20 à 40% de claste dimensionnés de 5 cm à 1 m. L'épaisseur du Ng 1.1.3 varie de 150 à 250 m. L'assemblage de clastes est composé de quartzites, de quartz, d'argilites, de roches ignées mafiques. Le Ng 1.1.3 contient souvent des couches minces de siltites pyriteuses et à galets sablonneux retravaillés. I.4.1.5. Le Kamoa Pyritic Siltstone (Ng 1.1.2) Cette unité appelée "Kamoa Pyritic Siltstone" (KPS), va du gris clair à noir verdâtre. On y trouve du calcaire stratifié, des siltites avec occasionnellement des clastes, des couches de grès intercalées massives et épaises, des bandes de grès en galets. I.4.1.6. La diamictite basale (Ng 1.1.1) Elle est composée de trois lithologies qui constituent des subdivisions mineures : La diamictite basale supérieure (Ng1.1.1.3), la siltite intercalée (Ng 1.1.1.2) et la Diamictite basale inferieur (Ng 1.1.1.1). a. La diamictite basale supérieure Ng 1.1.1.3 Elle est de couleur gris à gris foncé et a une matrice chloriteuse. Généralement pauvre en clastes, avec 10 à 20% de quartzites, argilites et roches mafique. Les clastes sont mal classés et varient de 2à 10 cm. b. La siltite intercalée (Ng 1.1.1.2) Cette unité se compose principalement de siltite grise à gris foncé et de grès massif à lité avec des bandes contenant occasionnellement des clastes fines. Lorsqu’elle est présente, cette lithologie est préférentiellement minéralisée. c. La diamictite basale inférieure (Ng 1.1.1.1) Cette unité est composée de diamictite marron ou gris clair contenant en moyenne 20 à 35% de clastes. C’est la partie la plus minéralisées. Elle est sableuse à sa base. I.4.1.7. Le sous-groupe de Mwashya Il s’agit de Mwashya supérieur (R42) constitué de Grès feldspathiques parfois à intercalations de siltites et conglomérat. On y trouve parfois du cuivre natif. I.4.2. La Minéralisation I.4.2.1. Distribution des minerais

10 Le gisement de Kamoa – Kakula est un dépôt morainique datant de la fonte des glaciers du Grand Conglomérat dans la vallée de la Lufupa, à l'Ouest de Kolwezi. Les glaciers auraient érodé un gisement faiblement minéralisé en chalcopyrite et pyrite. Les éléments minéralisés sont enrobés dans une pâte argilo– gréseuse. Les galets de dolomie siliceuse observés par Intiomale (2014) présentent un remaniement de cette minéralisation ayant engendré des auréoles de chalcopyrite dans la zone bordière plus silicifiée. Elles ne pénètrent pas dans la pâte argilo-gréseuse de la diamictite. Dans les zones cémentées, la bornite, la chalcosite et la malachite remplacent la chalcopyrite au sein d'agrégats de débris atteignant 4% Cu. La minéralisation du projet Kamoa-Kakula a été définie sur une superficie de 27 km x 15 km. Elle présente généralement une zone verticale de bas vers le haut en chalcocite (Cu2S), la bornite (Cu5FeS4) et la chalcopyrite (CuFeS2). Ce qui implique une plus grande perméabilité vers le bas. À Kakula la teneur de coupure est de 1,0% Cu. Le minerai s’étend de 2,9 m à 36,0 m. Contrairement aux gisements voisins de Kolwezi, le gisement de KamoaKakula se caractérise par une absence de cobalt (Schmandt et al, 2013). Par endroits, on observe des zones étroites d'enrichissement supergène. A l'échelle locale, la diamictite riche en clastes (Ki1.1.1.1) n’est que faiblement minéralisée avec une teneur inférieure à 0,5% Cu. La siltite intermédiaire (Ki1.1.1.2) et la diamictite pauvre en clastes (Ki1.1.1.3) sont considérées comme des horizons réducteurs constituant la zone de minerais primaires. Les sulfures les plus précoces à Kamoa-Kakula ont été déposés pendant la diagenèse et formés de pyrite framboïdale abondante et cubique dans les siltites stratifiés, en particulier le KPS (Schmandt, et al. 2013). I.4.2.2. Concentration du cuivre Deux zones sont observées à Kamoa selon l'abondance de chalcopyrite, de bornite et de chalcosite. La première est descendante à chalcopyrite-Bornite-chalcosite, tandis que la Seconde est ascendante à cause de L’oxydation supergène (chalcosite-bornitechalcopyrite). A Kakula, les zones à bornite et de chalcopyrite ne sont pas aussi nettes qu'à Kamoa et les zones à chalcosite supergène doivent encore être reconnues. (Ivanhoe Mines, 2017).

11 La zone lessivée s'étend de 0 à 30 m à partir de la surface. L’oxydation s’étend de 30 m à 100 m de profondeur. Elle est plus profonde au voisinage des failles et fractures. La zone primaire s'étend généralement à partir de 100 m de profondeur. Les minerais cémentés contiennent la chalcosite à grains fins, secondairement du cuivre natif et de la cuprite. La figure I.3 montre les principales concentrations en cuivre.

Figure I- 3: Variation verticale de teneurs en cuivre (Ivanhoé, 2017)

12

Figure I- 4:Les minéraux rencontrés à Kakula

I.5 Conclusion partielle Ce chapitre nous a conduit à bien établir la localisation du projet de Cuivre de Kamoa qui est située dans une région à cheval entre deux groupements gouvernés par deux Chefs, Musokantanda et Mwilu. Le gisement de Kamoa est sulfuré et situé dans l’unité du grand conglomérat à la base du groupe inférieur de kundelungu, avec une minéralisation qui a une extension de 23km x 15km et un pendage qui varie entre 0° à 10°, de 15° à 20° sur les flancs des dômes. A Kamoa les épaisseurs de la minéralisation à une teneur de coupure de 1,4% Cu, sont de 2,3m et 15,8m pour les ressources minérales indiquées.

13

CHAPITRE II : GENERALITES SUR LE CHARGEMENT ET TRANSPORT EN MINE SOUTERRAINE Introduction Les opérations de chargement et transport sont une phase très importante dans l’exploitation des mines. Les produits abattus dans la mine doivent être chargés sur les engins de transport qui les évacuent selon les situations vers les remblais (remblai de stérile ou minerai) ou directement vers l’air de stockage de l’usine de traitement ou bien directement à la trémie d’alimentation de l’usine de traitement. Dans ce chapitre nous faisons un aperçu général théorique sur l’opération de chargement et celle de transport en abordant les points suivants : la notion des coefficients de disponibilité et d’utilisation des engins miniers, classification des engins de chargement et transport, principales dimensions de travail et principaux paramètres de marche d’un engin de chargement, le temps de cycle d’un engin de transport et la détermination de nombre d’engins à atteler à une unité de chargement.

14

II.1 CHARGEMENT II.1.1 Introduction Le chargement comme définit précédemment est une opération minière qui consiste à évacuer les déblais du front de taille vers un engin de transport. Nous devons le différencier du déblayage qui consiste en l’évacuation des déblais du front de taille. Le chargement fait partie des opérations minières fondamentales, et il est très déterminant pour le succès de tout projet minier du fait que la production minière dépend pratiquement de la quantité des matériaux chargés. Il est à noter qu’il est plus judicieux de parler de déblayage au lieu de chargement du fait que les opérations minières dépendent de la méthode d’exploitation arrêtée. Dans les mines souterraines, deux cas peuvent surgir qu’ils s’agissent des creusements des galeries ou des dépilages de chambres. Dans le premier cas, un simple déblayage est possible, les déblais sont évacués vers des galeries sous-jacentes, pour ensuite être chargés et transportés vers les destinations finales. Dans le deuxième cas, les opérations se présentent selon le cycle fondamental des opérations minières. II.1.2 Détermination de la capacité de chargement Quelle que soit la méthode d’exploitation choisie, la capacité de chargement est déterminée de la même manière, et est fortement liée à la capacité de transport : 1. Déterminer la quantité des produits finaux à livrer sur le marché 2. Déterminer le rendement de récupération de l’usine de traitement chimique ou métallurgique s’il y en a. 3. Déterminer la quantité de minerai à alimenter en fonction de la teneur d’alimentation exigée 4. Déterminer le mode d’alimentation a. Direct de la mine vers l’usine de traitement b. Indirect, de la mine vers les stocks, pour ensuite faire la reprise des stocks. c. Une combinaison des deux méthodes ci-dessus. 5. Déterminer les rapports de découverture, pour les mines à ciel ouvert, ou le taux de développement pour les mines souterraines

15 6. Déterminer la quantité des déblais à évacuer durant le temps choisis 7. Déterminer les différents éléments de la production : a.

La densité

b. Le coefficient de foisonnement c. Les coefficients d’utilisation des équipements d. Les temps de cycle 8. Déterminer la capacité des engins de chargement 9. Déterminer le nombre d’engins de chargement II.1.3 Cycle de l’unité de chargement Le cycle de l’unité de Chargement se présente comme suit :

Excavation

Retrour vers le front de taille

Aller vers l'unite de transport

Deversement

Figure II-5:Cycle d'une unité de chargement dans les mines

Nous faisons remarquer ainsi que les temps de repositionnement pour les chargeuses, de nettoyage des plateformes de travaille pour les chargeuses, par les bouteurs ou niveleuses pour les chargeuses, etc. qui se traduisent par des temps d’attente aux unités de chargement et de transport.

16 Ainsi donc, le temps de cycle de l’unité de chargement est donné par : Tcy c=Te +Tat +Td +Tr

(II.1)

Avec : 

Tcy c = Temps de cycle de l’unité de chargement



Te = Temps de remplissage du godet



Ta = Temps d’aller à l’unite de transport



Td = Temps de déversement



Tr = Temps de retour au front de taille En pratique ce temps varie de 20 à 60 secondes dépendant d’un chantier a un

autre, de la qualité du minage, de l’habilite de l’opérateur, etc., Une moyenne de 30 secondes est acceptable pour les estimations lors de la planification. II.1.4 Engins de chargement Nous avons deux classes de chargement selon la méthode d’exploitation définie, le chargement souterrain et le chargement à ciel ouvert [ CITATION Rat051 \l 1036 ] . Nous nous sommes dans une exploitation souterraine. Mines souterraines

EQUIPEMENT DE DEBLAYAGE SOUTERRAIN

Chargeuse Transporteuse Deverseuse

Auto chargeuses

Pelles

Chargeuse frontale

Cavo

Sur Rails

Chargeuses à bras

Scraper

Pelles

Dipper

DIesel

Conventionnels

Pneus métalliques

Électrique

Télécommandé

à corde

Hydraulique

17

Figure II-6:Chargement pour les mines souterraine Pneumatique

Mines à ciel ouvert Scraper Grattage, poussée et dechirer

Bulldozer Ripper Chargeuses sur pneus

Surface-Équipement d' Excavation, Chargement & deblayage

Excavation, chargement et creusement

Pelles retros

Excavateurs hydrauliques Draglines

Couper et charger

Excavateurs à godets sur echelles Roues pelles Pelle de decouverture

Jet Dragline

Figure II- 7:Chargement pour les mines de surface II.1.5 Rendement volumétrique d’une chargeuse Il correspond au volume approximatif de matériau que le godet de l’unité de chargement peut réellement transporter par cycle de travail, en pourcentage de la capacité nominale. Il est donné par l’expression mathématique suivante (Guide Caterpillar, 2000) :

Rv=

cg ×kr f

Avec : 𝑅𝑣 : Rendement volumétrique de la chargeuse

(II.2)

18 𝐶𝑔 : Capacité nominale du godet. 𝐾𝑟 : Coefficient de remplissage. 𝑓 :Coefficient de foisonnement. II.1.6 Capacité horaire d’une chargeuse La capacité théorique d’une chargeuse est le volume que la chargeuse manipule pendant une heure de travail. Elle est déterminée par la formule suivante (Kamulete, 2013): Dth=

3600 ×cg × K × CUA f ×tcy

(II.3)

Avec : 𝐷𝑡ℎ : Le débit horaire théorique (m3 /h) 𝐶𝑔 : Capacité nominale du godet (m3) 3600 : nombre de secondes en une heure 𝑓 : Coefficient de foisonnement de la roche abattue 𝑡𝑐𝑦 : Durée moyenne du cycle de la chargeuse (secondes) 𝑲: Coefficient groupant les divers facteurs de correction suivants : 𝐾𝑟 =coefficient de remplissage Les valeurs des différents facteurs et coefficients de la formule (II.6) sont données ci-dessous : Le coefficient de foisonnement (𝑓 ) : Le foisonnement est le pourcentage du volume original, duquel un matériau augmente lorsqu’il est abattu. Lors de son abattage, le matériau se fractionne en particules de différentes tailles qui ne s’ajustent pas les unes aux autres, ce qui entraîne la création de poches d’air et d’espaces vides qui diminuent le poids par volume. Et on appelle coefficient de foisonnement, rapport entre le volume du matériau après abatage et son volume initial en place ou massif. Les valeurs du coefficient de foisonnement des roches lors de l’excavation des roches par les excavateurs à godet unique sont données dans le tableau II.1 ci-dessous :

19 Tableau I- 1:Poids spécifique et Coefficient de foisonnement des roches (Kamulete, 2013) Types des roches

Poids spécifique des roches (t/m3)

Coefficient de foisonnement

Légères Moyennes Lourdes Charbons

1,35 a 1,55 1,60 a 1,80 1,90 a 2,80 et plus 1,15

1,2 1,5 1,9 1,5

Etant donné que la roche de kamoa à une résistance à la compression de 750MPA,nous allons considérer le coefficient de 1,91  Durée moyenne du cycle de la chargeuse (𝑡𝑐𝑦) : Le temps moyen de cycle d’une chargeuse peut être obtenu d’après l’estimation donnée par le fabriquant, d’après l’étude de temps (chronométrage) ou selon le graphique . Dans notre travail nous procédons par le chronométrage pour les engins utilisés dans le projet et le tableau d’estimation dans l’optimisation. L’emploi d’une moyenne de durée de cycle permet d’ajuster la production estimée en fonction de la variation des conditions de travail du chantier et de l’application.  Le coefficient de remplissage (𝐾𝑟) : Le coefficient de remplissage permet de déterminer le degré de remplissage du godet par par-rapport à sa capacité nominale. Le tableau II.3 ci-dessous nous donne le coefficient de remplissage des godets de la chargeuse. Il convient de rappeler que le coefficient de remplissage d’un engin de chargement peut aussi être donné par le constructeur. À kamoa Copper précisément , le coefficient de remplissage est de 0,97.

Le rendement d’une chargeuse exprimé en 𝑚3/ℎ, dépend également des facteurs ci-dessous : − la nature des matériaux à charger ; − la granulométrie des matériaux à manipuler ; − la capacité du godet, − l’État électromécanique de la chargeuse, − l’habilité de l’opérateur. 1

Source,prof bobwala freddy,methode de mines souterraines2020

20

II.2 LE TRANSPORT II.2.1 Introduction Selon que nous nous retrouvons dans les mines à ciel ouvert ou dans les mines souterraines, le transport des déblais prend le nom de transport ou de levage. Quand la trajectoire des engins de transport est verticale, nous parlons de levage, quand elle est inclinée ou horizontale, nous parlons de transport. (kiseya 2019) Le levage est quasi inexistant en mine à ciel ouvert, tandis que le levage est présent dans les cycles des opérations en carrière et en mine souterraine.

Corde Piste Transport Sans piste Transport Tambour Levage Keope (Friction)

Locomoti ve Automobiles Convoyeurs Tuyaux Cylindrique Bi cylindro conique Conique

Direct Sans fin Aérien Main & Tail

Monté sur tour Monté sur la terre

Figure II- 8:Classification générale des systèmes de transport

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Convoyeur

Corde Continu ou Semi-continu Suspension de fluide

Levage Transport

Corde Piste Locomotive Par lots

Sans piste

Bennes Camions Chargeuses Transporteuse Benneuse

Figure II-9:Systèmes de transport continu et par lots II.2.2.Transport par camion-benne Les camions- bennes restent les moyens de transport les plus utilisés dans l’exploitation dans la mine souterraine et à ciel ouvert contemporaine. Ils doivent être très robustes et souples pour pouvoir gravir la pente de l’incliné. II.2.3 Types des camions- bennes utilisés dans les travaux miniers D’une manière générale, hormis de camions bennes conventionnels qui peuvent aussi circuler librement sur les routes, il existe aussi une catégorie à part appelée : camions hors route. Ces camions possèdent une benne basculante et selon la terminologie utilisée par Caterpillar ; sont appelés tombereaux. On distingue deux types de ce genre des camions : − camions-bennes articulés, − camions-bennes ayant un châssis rigide.

22 II.2.4 Critère de sélection des camions bennes La sélection de la taille des engins de transport dépend des facteurs clés suivant : − tonnage des réserves ; − taux de production ; − distance de transport ; − extension latérale de la mine. II.2.5 Etude du temps de cycle d’un engin de transport II.2.5.1 Cycle des engins de transport Le temps de cycle d’un engin de transport correspond normalement à celui enregistré entre l’heure du départ de la benne de la chargeuse après le chargement et l’heure de retour de la bonne a vidé y compris le temps de chargement. Le temps d’un cycle (𝑇𝑐𝑦) d’un engin de transport est donne par (Muhota, 2018): 𝑇𝑐𝑦 = 𝑇𝑐 + 𝑇𝑎 + 𝑇𝑚𝑑 + 𝑇𝑑 + 𝑇𝑟 + 𝑇𝑚𝑝 + 𝑇𝑎𝑡𝑡

(II.4)

Avec : 𝑇𝑐 : Le temps de chargement de l’engin de transport (varie en fonction de l’unité de chargement) 𝑇𝑎 : Temps allé (en charge) 𝑇𝑚𝑑 : Temps de manœuvre au déchargement 𝑇𝑑 : Temps de déchargement 𝑇𝑟 : Temps de retour à la chargeuse (roulage à vide) 𝑇𝑚𝑝 : Temps de manœuvre à la chargeuse 𝑇𝑎𝑎𝑡 : Temps d’attente à la chargeuse Le temps d’attente, les retards et l’efficacité de l’opérateur ont tous une incidence sur la durée des cycles. En réduisant au minimum le temps de cycle, la productivité peut augmenter de manière considérable.

23 II.2.6 Détermination de la capacité du bac d’un engin de transport Dans l’opération de chargement des engins de transport, la règle générale à observer est de réduire le plus possible l’immobilisation de l’engin de transport. Pour atteindre cet objectif, en fin d’obtenir les meilleurs rendements horaires des engins (de chargement et de transport) on détermine à l’ avance le rapport entre la capacité du godet de l’unité de chargement et celle du bac de l’unité de transport qui doit être compris entre 2 à 5 godets (Hustrulid et al, 2013). II.2.7 Détermination du nombre de camions bennes à maintenir dans le circuit Le nombre d’unités de transport à maintenir en circuit est le nombre optimum d’unités de transport qui permet d’établir un équilibre entre un engin de chargement et celui de transport. La connaissance des débits horaires effectifs d’un excavateur et de l’unité de transport permet d’estimer le nombre d’unités à maintenir en service par l’expression suivante (Kamulete, 2013): Nc=

Dch (unites); Dtr

(II.5)

Avec : 𝑁𝑐 : Le nombre d’unités de transport 𝐷𝑐ℎ : Le débit horaire effectif de l’excavateur 𝐷𝑡𝑟 : Le débit horaire effectif de l’unité de transport En effet, en admettant que l’excavateur fonctionne à débit uniforme et que l’on connait son coefficient d’utilisation effective (CUE), le débit horaire effectif de l’unité de transport peut être calculé par l’expression suivante (Kamulete, 2013) : Dc h=

60 × ctr × kr × CUE 3 m  /h f ×tcy

(II.6)

60 : nombre des minutes par heure. 𝐶𝑡𝑟∶ La capacité nominale de la benne. 𝐾𝑟 : Coefficient de remplissage. 𝐶𝑈𝐸 : Le coefficient d’utilisation effective de l’unité de transport. 𝑓 :Le coefficient de foisonnement. 𝑡𝑐𝑦 : La durée du cycle de chargement de l’unité de transport en minutes. En remplaçant dans la formule (II.9) les termes 𝐷𝑐ℎ 𝑒𝑡 𝐷𝑡𝑟 par leurs expressions, la formule pour calculer le nombre d’unités de transport devient :

24

Nc=

CUE × tcy CUB ×tc

(unités )

(II.7)

Avec : 𝑁𝑐 = Le nombre d’engins à maintenir en circuit, 𝐶𝑈𝐸 = Le coefficient d’utilisation effective de l’excavateur, 𝐶𝑈𝐵 = Le coefficient d’utilisation effective de la benne, 𝑇𝑐𝑦 = Le temps de cycle de la benne, 𝑇𝑐= Le temps de chargement de la benne. Le nombre d’unités de transport à maintenir dans le circuit peut être aussi calcule partant de l’expression suivante (Muhota, 2018) : 𝑇𝑐 × 𝑁𝑐 < 𝑇𝑐𝑦 Avec : 𝑇𝑐: Temps de chargement de l’unité de transport 𝑁𝑐 : Nombre d’unités de transport 𝑇𝑐𝑦 : Temps de cycle d’unités de transport Si 𝑇𝐶 × 𝑁𝑐 > 𝑇𝑐𝑦, l’efficience de la chargeuse influe à 100% sur la production Si 𝑇𝐶 × 𝑁𝑐 < 𝑇𝑐𝑦, l’efficience de la chargeuse pourra être respecter sans influence sur la production totale puisque dans ce cas elle atteindra les unités de transport. De ce qui précède il n’y aura donc pas de file d’attente d’engins de transport si : TC × NC =tcy

(II.8) Finalement le nombre minimum d’engins de transport à atteler auprès d’un

engin de chargement sera donne par la relation : Nmin=

Tcy (unites) Tc

(II.9)

En pratique, il faut se souvenir que c’est à l’unité de chargement d’attendre les unités transport et non l’inverse. Les intervalles d’arrivée des engins de transport au lieu de chargement sont souvent difficilement respectés, il faut donc tenir compte de l’efficience chantier qui touche tous les matériels en exploitions.

25 II.3 Notion sur les coefficients de disponibilité et d’utilisation des engins miniers Dans une exploitation minière, il est pratiquement impossible qu’un engin minier fonctionne sans arrêt durant un poste. Ainsi dans les calculs du débit ou du rendement d’un engin minier, il s’avère nécessaire de considérer les coefficients de mise à disposition et d’utilisation effective des engins miniers émanant de différentes classes d’heures. [Kamulete, 2013] Faisons remarquer que les différentes classes d’heures que nous allons définir nous permettront d’introduire les notions de : − Coefficient de mise à disposition, CMD. − Coefficient d’utilisation effective, CUE. − Coefficient d’utilisation absolue, CUA.

L’arbre de temps se présente comme suit [ CITATION Yan18 \l 1036 ] :

26

Temps d'efficacité

Nivea u1

Nivea u2

Nivea u3

Temps de travail

Temps disponible

Temps de fonctionnement

Nivea Temps ude4pause

Temps de retard en fonctionnement

Nivea u5

Temps d'attente de changement de poste Temps d'attente

Temps de long déplacement

Temps de maintenance

Temps nonprogrammé

Temps Total

Temps d'arrêts

Temps de délai de livraison Temps administratifs

Figure II-10:L’arbre de temps II.3.1 Classes d’heures Tout part d’une période de référence représentant soit un poste, soit une journée, soit une semaine, soit un mois, soit une année. Elle peut être décomposée en différentes classes d’heures suivantes : II.3.1.1 Heures théoriques ou possibles, HP

27 Elles représentent le total d’heures possibles dans une période donnée : − Un poste= 8 heures. − Un jour= 24 heures. − Un mois =30 jours= 720 heures (ou 8760/12=730 heures). − Une année = 365 jours = 8 760 heures… Ces heures sont décomposées en deux classes : − Les heures d’activité. − Les heures d’inactivité. II.3.1.2 Heures d’activité, HACT Elles représentent l’ensemble des heures pendant lesquelles les services d’exploitation et de maintenance sont en activité quelle que soit la période de référence considérée. Elles sont décomposées en deux classes principales d’heures : 

Heures de mise à disposition,𝐻𝑀𝐷.



Heures de maintenance,𝐻𝑀.

A. Heures de mise à disposition Ce sont les heures pendant lesquelles les engins sont mis à la disposition de la division de l’exploitation. Elles sont décomposées en deux classes d’heures : − Heures d’utilisation réelle ou effective ; − Heures improductives.

a. Heures d’utilisation réelle ou effective, 𝑯𝑼𝑬 Ce sont les heures effectivement prestées par les engins affectées à l’exploitation.

b. Heures improductives, 𝑯𝑰𝑴𝑷 Ce sont les heures pendant lesquelles les engins qui sont mis à la disposition de l’exploitation ne travaillent pas à la production. Il s’agit par exemple des heures de : 

Changement de poste ;

28 

Attente poste ;



Minage ;



Déplacement des engins d’un chantier à l’autre ;



Ravitaillement en carburant ;



Visite de la division de maintenance ;



Manque du courant ou panne sèche ;



Autres arrêts divers indépendants de l’État de l’engin ;

B. Heures de maintenance, 𝑯𝑴 Ce sont les heures pendant lesquelles les engins sont à la disposition de la maintenance. Il s’agit des heures qui correspondent aux périodes d’entretien, de réparation, de rénovation ou du retard dû aux approvisionnements en pièces de rechanges. C. Heures d’inactivité, HINACT Elles représentent les heures pendant lesquelles les engins ne sont sous la responsabilité directe ni de l’exploitation, ni de la maintenance. Dans cette classe d’heures, nous considérons les heures de réserve qui sont les heures gérées par la direction du siège en cas de surabondance de la flotte d’engins. Les engins de réserve sont localisés à la maintenance. Connaissant toutes ces différentes classes d’heures, nous définissons : 

Le coefficient de mise à disposition.



Le coefficient d’utilisation effective.



Le coefficient utilisation absolue.

a. Coefficient de mise à disposition, 𝑪𝑴𝑫 C’est le rapport entre les heures de mise à disposition et les heures possibles.

CMD=

HUE × 100 (% ) HP

(II.10)

b. Coefficient d’utilisation effective, CUE C’est le rapport entre les heures d’utilisation effective de l’engin et les heures de mise à disposition.

29

CMD=

HUE ×100 (% ) HMD

(II.11)

c. Coefficient d’utilisation absolue, CUA C’est le produit des coefficients de mise à disposition et d’utilisation effective.

CUA=CMD ×CUE=

HMD HUE HUE HUE × = CUA= × 100 , HP HMD HP HP

(% ¿ (II.12)

Ainsi, le coefficient d’utilisation absolu est le rapport entre les heures d’utilisation effective de l’engin et les heures possibles pendant une période de référence considérée.

II.4 Notion sur la distance standard La distance standard peut être définie comme étant la distance fictive qu’aurait effectuée un camion benne à la vitesse moyenne hors carrière sur un plan horizontal pendant un temps égal à la moitié du temps de cycle sur un circuit réel. On peut également la définir comme une mesure en mine à ciel ouvert ou dans la mine souterraine pour les distances parcourues par les bennes en contrôlant le rendement aussi bien de transport que celui des excavateurs ; des chantiers ; elle peut être aussi une planification de la distance pour les différents trajets de la carrière (KAMULETE, 2006). Cette notion s’est imposée suite à une certaine difficulté concernant : 

L’évaluation de la production ;



La comparaison de deux chantiers différents ;



La comparaison de deux carrières différentes ;



La comparaison de deux époques différentes. Cette problématique a conduit à un moyen conventionnel pour uniformiser le

transport dans les différents chantiers ou différentes carrières. C’est le kilomètre standard (kmst).Son but est de : 

Prévoir les heures disponibles nécessaires pour un cubage planifié ;



Planifier, organiser, contrôler et évaluer les travaux miniers. La distance standard est une notion importante interne à toute entreprise pour la

planification des moyens de production. La mine de kamoa précisément de KAKULA SUD étant une mine jadis appartenait à la Gécamines, pour calculer la distance standard, nous allons faire recours à une formule qu’appliquait la Gécamines (KAMULETE, 2006).

30 Elle est approximativement donnée par la formule suivante : Dst = (DH + 10Dv + K) ×10-3

(II.9)

Avec : - DH : Distance horizontale entre le point de chargement et le point de déchargement (km) ; - Dv : Dénivellation entre le point de chargement et le point de déchargement ; - K : Constante correspondant à une distance fictive. Généralement, elle est de 0,500 km.

II.5 Débit horaire et productivité d’un camion benne Le rendement est une production évaluée par rapport à une unité de mesure fixée ou encore par rapport à une norme. Cette norme, qui peut être spécificatrice techniquement concerne la fabrication d’un produit ou la réalisation d’une opération et qui établit à des fins de qualité, de sécurité ou d’uniformisation (KAMULETE, 2009). Le rendement est défini en d’autres termes comme étant une capacité que peut offrir un ouvrier pour accomplir une tâche bien déterminée ou encore la capacité que peut offrir un outil de production. Cette capacité sera meilleure lorsque le rendement tendra à l’unité (KAMULETE, 2009). Or la production d’une mine se réfère toujours à une période plus longue que le cycle. Nous avons par exemple : 1. La productivité qui est la production par heure 2. La production par poste 3. La production journalière 4. La production hebdomadaire 5. La production mensuelle 6. La production bimensuelle 7. La production trimestrielle 8. La production semestrielle 9. La production annuelle 10. La production sur la durée du projet, etc.

31

Ainsi donc, nous devons aller de la production par cycle à la production sur une période plus longue qui peut être l’heure, le poste, le jour, la semaine, le mois, le trimestre, le semestre, l’année, la durée du projet, etc. La productivité est un rapport mesurable entre une quantité produite et l’ensemble des facteurs mis en œuvre pour réaliser ladite quantité. Parler de facteur mis en œuvre pour la réalisation de la quantité, c’est faire recours aux engins, et la productivité de ces engins revient à établir le rapport entre les engins de production utilisés, l’unité de temps, l’équipe de travail et le cubage planifié (KANKOLONGO, 2009). La productivité est donnée par la formule suivante : Pro=Qh x Dst ( II .13) Avec : 

Pro: Productivité (m3 kmst /h);



Qh : Rendement horaire (m3/h) ;



Dst : Distance standard (kmst). Le rendement horaire effectif est donné par la formule suivante :

Dth=

60 × ctr × K ×CUE ( II .14) f × Tc

Avec :



60 :nombre des minutes par heure

32 

Ctr :la capacité nominale de la benne



Kr :coefficient de remplissage



CUE :le coefficient d’utilisation effective de l’unité de transport



f : le coefficient de foisonnement



tcy :temps de cycle de chargement de l’unité de transport en minutes



Dth : Rendement ou le débit horaire effectif de l’unité de transport (m3/h) ;

II.6 Types et caractéristiques techniques des engins de chargement et transport utilises III.6.1 Types et caractéristiques techniques des engins de chargement III.6.1.1 Types des engins de chargement Tout le long de notre travail nous travaillons avec un seul type d’engins de chargement : − La chargeuse SANDVIK LH 621ide marque Volvo.

Figure II-11:la chargeuse sandvik LH621i

33

III.6.1.2 caractéristiques techniques des engins de chargement

Les caractéristiques techniques de la chargeuse VOLVO SANDVIK LH 621i est reprises dans le tableau III.1 ci-dessous :

Tableau II-2:Les caractéristiques techniques de la chargeuse SANDVIK LH621i (www.sandvik.com/fr_FR/products/new/equipment/excavators/large-excavators) Données techniques

Valeurs

Unités

Marques, sandvik

--

--

Type toro LH621i

--

--

Dimension (L-I-H)

12,6×3,2×2,9

M

Capacite

21

Tonnes métriques

Capacite du godet

8-11,2

m3

Poids(opérationnel)

58800

Kg

Effort d’arrachement

38500

Kg

35100

Kg

Hydraulique-levage Effort d’arrachement Hydaulique-inclinaisaon

34 Puissance moteur

352

Kw

Vitesse (en charge)

26

Km/h

III.6.2 Types et caractéristiques techniques des engins de transport utilisés III.6.2.1 Types des engins de transport Dans ce travail nous travaillons avec un seul type d’engin de transport dont : 

Le camion benne Volvo SANDVIK TH551.

Figure II-12:Le camion-benne sandvik TH551 L’attelage de ces camions est comme suit : 

Camion benne VOLVO SANDVIK TH551 à la chargeuse VOLVO SANDVIK LH 621i.

35

Figure II- 13:L’attelage de la chargeuse-bennes

III.6.2.2 caractéristiques techniques des engins de transport

DIMENSIONS (SIDE VIEW)

36

DIMENSIONS (TOP AND REAR VIEW)

Les caractéristiques techniques de l’engin VOLVO SANDVIK TH551 sont reprises dans le tableau III.2 ci-dessous :

37 Tableau II- 3:Caractéristiques techniques du TH551(www.sandvik th551.com/construction Volvo)

camions-bennes

Volvo

SANDVIK

Données technique

Valeurs

Unités

Marques, sandvik

--

--

Type TH551

--

--

Dimension(L-I-H)

11,5×3,2×3,2

M

Gamme de bennes

24 à 30

M3

Capacité

51

Tonnes métrique

Poids(opérationnel)

46870

Kg

Puissance moteur

515

Kw

Vitesse (en charge)

33,4

Km/h

II.7 Transport a kamoa copper précisément a kakula sud Le transport à l’entreprise KAMOA COPPER précisément à KAKULA SUD est assuré par la société JMMC, qui est une société minière chinoise , considérée comme l’un des principaux fournisseurs de service de terrassement et de travaux de terrassement de la fonction publique en République Démocratique du Congo. Elle s’occupe du chargement et du transport des minerais ainsi que de la mise en terril dans plusieurs mines. Le transport a JMMC est assuré par des camions bennes de marque VOLVO SANDVIK ayant une capacité 51 tonnes. La sous-traitance basée à l’entreprise de KAMOA COPPER précisément à KAKULA SUD compte en son sein : 

5 chargeuse SANDVIK LH 621i de 21 tonnes ;



8 bennes Volvo SANDVIK TH 551i de 51 tonnes ;

Nous avons travaillé sur deux front qui sont : 

Le front MB5-AD2



Le front MB6-AD2

II.8 Conclusion partielle Dans l’opération de chargement des engins de transport la règle générale à observer est de réduire le plus possible l’immobilisation de l’engin de transport.

38 Dans cet esprit le but recherché étant une immobilisation minimum de l’engin de transport il faut limiter le temps d’attente. Pour pouvoir atteindre cet objectif, la capacité des engins de chargement doit être accouplée correctement à la capacité des engins de transport avec lesquels les engins de chargement travaillent.

39

CHAPITRE III : OPTIMISATION DES PARAMETRES DE CHARGEMENTS ET TRANSPORTS III.1 Introduction L'optimisation est un processus dans lequel quelque chose est rendue plus efficace, parfaite ou plus utile que possible. Dans cet esprit le but recherché dans notre travail étant une immobilisation minimum de l’engin de transport et celui de chargement ; la capacité de la chargeuse doit être adaptée à celle du camion de manière à atteindre la règle générale recommandée en planification minière. En règle générale un camion doit être chargé en 3 à 5 passes (Hustrulid et al, 2013).

III.2 Notion de statistique Nous avons besoin, pour établir les temps moyens cités ci-haut, de déterminer les valeurs moyennes à l’aide d’une analyse statistique. Quelques définitions mathématiques des grandeurs statistiques (Luamba, 2018) : III.2.1 Rappel sur les éléments statistiques 

Le nombre de classe (K) : est déterminé par la méthode empirique de répartition en classe appelée règle empirique de STURGES,il est donné par l’expression suivante :

K=1+

10 logN 3

(III.1)

Avec : N : l’effectif total 

L’étendue (d) : est la différence entre la valeur maximale et la valeur minimale de la série. d= Xmax− Xmin



(III.2)

L’amplitude (A) : C’est la longueur d’une classe. Son expression mathématique est la suivante :

40

A=

d ( k−1 )

(III.3)

Avec : A : amplitude d :étendue k :nombre de classe 

Limite supérieure de la série (𝐿𝑠𝑢𝑝) Elle représente la limite réelle supérieure de la dernière classe de la distribution

statistique. Elle est évaluée mathématiquement par la formule suivante :

¿=Xmax +

A 2 

(𝐼𝐼𝐼.4)

Limite inférieure de la série (𝐿𝑖𝑛𝑓) Elle représente la limite inférieure de la première classe de la distribution

statistique. Elle s’exprime mathématiquement par : Linf =Xmin− 

A 2

(III.5)

La fréquence (fi) : C’est la proportion d’individus de la population ou de l’échantillon appartenant à la classe : on la note 𝑓𝑖 qui est définie par

l’expression suivante : fi= ¿ N

(III.6)

Avec : ni: le nombre d’invendu d’une classe N : l’effectif total 

La moyenne arithmétique : On appelle moyenne d’une série statistique d’effectif total N, le réel :

41 X =∑ fi× Xi

(III.7)

Avec : Xi : le centre de classe 

Variance et écart-type : la dispersion fournit des renseignements des opérations et leurs moyennes. Le paramètre de dispersion est la variable (δ2) qui est donnée par :

δ =∑ fi ×( xi−X )2 

(III.8)

L’écart-type : Noté T est la racine carrée de la variance. Il s’exprime dans la même unité que la moyenne est donnée par la formule suivante :

δ =√ δ 2

(III.9)

Avec : δ:la variance La moyenne X sera comprise dans cet intervalle

X −√ δ ≤ X ≤ X+ √ δ Nous appellerons le temps de cycle étant la durée de la réalisation séquentielle d’un certain nombre par exemple l’évacuation des produits abattus sur le point de chargement vers le point de déchargement. C’est ainsi l’espace de temps entre deux chargement exécutifs. Pour élaborer le présent travail, nous nous sommes basés sur la méthode de chronométrage sur cite.

III.3 Calcul de coefficient d’utilisation absolue Les heures de travail dans la mine souterraine de kamoa Copper précisément a kakula sud sont reparties de la manière suivante : Un poste= 9 heures (de 8h00 à 17h00) :

42 

Visite de la division de maintenance : 1heure par poste



Changement de poste : arrêt des activités 30 minutes avant la fin du poste.

Tableau. III Catégories d’heure de travail. Heures d’activité Hact

Heures d’inactivité Hinact

18 heures

8heures



Heures de mise à disposition HMD 18heures

Heures de maintenanc e HM 0heure

Heures Heures d’utilisation improductives HI effective HUE 16heures 2heures

Coefficient de mise à disposition (CMD) : C’est le rapport entre les heures de mise à disposition et les heures possibles.

CMD= 

HMD 18 ×100= × 100=75 % HP 24

(III.1)

Coefficient d’utilisation effective (CUE) : C’est le rapport entre les heures d’utilisation effective du camion benne et les heures de mise à disposition.

CUE= 

HUE 16 × 100= =88,89 % HMD 18

(III.2)

Coefficient d’utilisation absolue (CUA) :

CUA=CMD ×CUE=0,75 ×0,8889=0,666675 ou66,67%

(III.3)

En se basant sur le travail d’un poste, nous constatons que le temps de mise à disposition équivaut au temps possible pour une heure de travail. De ce fait le coefficient de mise à disposition est max soit de 100%, puisque le camion benne doit totalement travailler pendant cette heure-là. Dans ce cas le coefficient d’utilisation effective devient égal au coefficient d’utilisation absolue. C’est à dire, pour une heure de travail : 

HP = HMD ;



CMD = 100% ;



CUE = CUA. Nous constatons que le camion benne fait plus ou moins 2 tours d’aller-retour

en une heure de travail selon les données récoltées à notre possession.

43

III.4 Chronométrage Etant une méthode pratique, le chronométrage consiste à effectuer plusieurs mesurages des temps de différentes opérations effectuées par la chargeuse et les camionbennes au cours de leur cycle de travail habituel. Pour ce présent ,l’application HYBRID STOPWATCH and TIMER du système d’exploitation d’Android a été utilisée pour le chronométrage des temps qui est donné en seconde. Ainsi ,les résultats des chronométrages des temps de cycle de la chargeuse ainsi que ceux des camions-benne SANDVIK TH 551i effectués à la mine de kamoa Copper précisément KAKULA SUD sont repris dans les tableaux suivants : III.4.1 Détermination du temps de cycle de la chargeuse tc : Après un certain nombre de chronométrage réalisé au front MB5-AD2 , nous avons obtenu les résultats qui sont répertoriés dans le tableau suivante : Tableau III-4:Temps de cycles chronométrés de la chargeuse SANDVIK LHD 621i. Nombre de Cycles

Temps de Chargement

Temps d’aller

Temps de Déchargement

Temps de Retour

(s)

(s)

(s)

(s)

1

101,6

45

33

32

2

148

33

46

39

3

114

43

45

45

4

64, 4

56

33

29

5

92, 3

34

66

19

6

86,6

29

39

21

7

61,6

63

42

26

8

81,3

74

62

24

9

93,3

64

61

30

10

73

36

48

33

11

75

58

39

23

12

108,6

19

41

36

13

76,6

25

38

39

44 14

86,6

35

36

42

15

76,3

42

39

40

16

63

53

49

31

17

90

67

51

26

18

96,6

54

54

23

19

134

39

39

21

20

130,6

26

28

20

21

137, 3

58

34

50

22

132,6

27

41

46

23

93,3

75

43

43

24

108,6

63

40

33

25

75

45

88

26

26

158,6

41

69

18

27

118,6

42

72

42

28

114

28

76

41

29

71,6

37

53

43

30

92,3

39

74

38

31

88,6

53

54

24

32

66,3

61

72

22

33

91,6

54

70

50

34

76,6

56

61

26

35

139,3

76

71

49

36

116

34

80

47

37

73,3

38

83

43

38

107,6

39

81

41

39

90,3

43

86

39

40

66

38

90

37

41

81,3

67

41

33

42

56,4

86

39

20

43

69,3

43

73

33

44

71,3

56

82

39

45

64,1

45

89

29

46

91,4

46

68

45

45 47

90,2

56

58

49

48

54,1

49

58

29

49

68,1

43

47

25

50

81

55

39

34

Calcul du temps de chargement de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=158,6−54,1=¿104,5 3) Amplitude

A=

E 104,5 = =¿20,9 (k −1) (6−1)

4) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A 20,9 =¿ 158, 6+ =¿169,05 2 2

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 20,9 =54,1− =43 ,65 2 2

Tableau III-5:Calcul statistique du temps moyen de chargement de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

43,65-64,55

6

54,1

0,12

6,492

-39,7134

1577,15413956

189,25849674 72

64,55-84,45

17

75

0,34

25,5

-18,8134

353,94401956

120,34096665 04

46 84,45-106,35

14

95,9

0,28

26,852

2,048

4,194304

1,17440512

106,35127,25

7

116,8

0,14

16, 352

22,98966

528,38377956

73,973729138 4

127,35-148,5

1

137,87

0,02

2,7574

44,432

1974,202624

39,48405248

148,5-169,05

5

158,6

0,1

15,86

64,7866

4197,30353956

419,73035395 6

TOTAL

50

1

93,813 4

δ =834,962004092

Tch=X =¿93,8134 Variance ¿ δ=834,962004092 Ecart-type ¿ T =√ 834,962004092=¿29,05102414876281 Calcul du temps d’aller de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=¿86-19¿ 67 A=

E 67 = =¿13,4 (k −1) (6−1)

Linf =Xmin−

A 13,4 =19− =¿12,3 2 2

LinS= Xmax+

A + 12,3 =¿ 86 =¿92,7 2 2

Tableau III-6:Calcul statistique du temps moyen d’aller de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

12,3-25,7

2

19

0,04

0,76

-19,222

369,485284

14,77941136

47 25,7-39,1

15

32,4

0,3

9,72

-15,822

2099,655684

629,8967052

39,1-52,5

12

45,8

0,24

10,992

-2,422

5,866084

1,40786016

52,5-65,9

15

59,2

0,3

17,76

10,978

120,516484

36,1549452

65,9-79,5

5

72,7

0,1

7,27

24,478

599,172484

59,9172484

79,5-92,7

1

86

0,02

1,72

37,778

1427,177284

28,543554568

TOTAL

50

1

48,222

δ =770,699716

Taller=X =¿48,222 Variance ¿ δ=770,699716 Ecart-type ¿ T =√ 770,699716=¿ 27,76147899518324 Calcul du temps de déchargement de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=76−28=¿48 3) Amplitude

A=

E 48 = =¿9,6 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 9,6 =28− =¿23,2 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 9,6 =¿ 76 =¿ 80,8 2 2

48 Tableau III-7:Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

23,2-32,8

4

28

0,08

2,24

-13,68

187,1424

14,971392

32,8-42,4

17

37,6 0,34 12,784

-4,08

16,646

5,659776

42,4-52

11

47,2 0,22 10,384

-5,52

30,4704

6,703488

52-61,6

7

56,8 0,14

7,952

15,12

228,6144

32,006016

61,6-71,2

6

66,4 0,12

0,72

24,72

611,0784

73,329408

71,2-80,2

5

0,1

7,6

34,32

1177,862 4

117,78624

TOTAL

50

1

41,68

76

Tde dech=X =¿41,68 Variance ¿ δ=250,45632 Ecart-type ¿ T =√ 250,45632=¿15,8258118 Calcul du temps de retour de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=50−18=¿32 3) Amplitude

A=

E 32 = =¿6,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 6,4 =18− =¿14,8 2 2

δ =250,45632

49

5) Limite supérieure

A + 6,4 =¿ 50 =¿ 53,2 2 2

LinS= Xmax+

Tableau III- 8:Calcul statistique du temps moyen de retour de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

14,8-21,2

6

18

0,12

2,16

15,408

237,40646 4

28,48877568

21,2-27,6

10

24,4

0,2

4,88

-9,008

81,144064

16,2288128

27,6-34

11

30,8

0,22

6,776

-2,608

6,801664

1,49636608

34-40,4

8

37,2

0,16

5,952

3,792

14,379264

2,30068224

40,4-46,8

10

43,6

0,2

8,64

10,192

103,87686 4

20,7753728

46,8-53,2

5

50

0,1

5

16,592

275,29446 4

27,5294464

TOTAL

50

1

33,408

δ =96,819456

Tr= X=¿33,408 Variance ¿ δ=96,819456 Ecart-type ¿ T =√ 96,819456=¿9,8396878 Dans le tableauIII.6 nous présentons les résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i.

Tableau III- 9:résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i

Volvo sandvik LH621i

Tch

Taller

Tde dech

Tret

93,8134

48,222

41,68

33,408

50

Le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i est donné par l’expression suivante : Tcy=Tch+Taller +Tde dech+Tret =93,814+ 48,222+41,68+ 33,408=¿217,1234 seconde III.4.2 Nombre de godets pour remplir les bennes Ng=

kr ( b)× vb 0,72 ×51 = =3,3 kr ( g) × E 0,97 ×11,2

Avec : 

Kr (b):coefficient de remplissage de la benne (0,9/1,25)



Kr (g) :coefficient de remplissage du godet



E :la capacité du godet de la chargeuse

III.4.3 Rendement horaire de la chargeuse Volvo sandvik LH621i Dt h=

3600 ×cg 3600× 11,2 ×0,97 × 0,81 × K ×CUA ¿ =¿76,793 m3/h f ×tcy 1,9 × 217,12

Après un certain nombre de chronométrage réalisé au front MB6-AD2 , nous avons obtenu les résultats qui sont répertoriés dans le tableau suivante :

Tableau III-10:Temps de cycles chronométrés de la chargeuse SANDVIK LHD 621i. Nombre de cycle

Temps de chargement

Temps d’aller

Temps de déchargement

Temps de retour Tret

Tdech

(sec)

Ta N°

Tch (sec) (sec)

(sec)

1

120

32

50

40

2

122

39

49

39

3

128

45

47

29

4

126

29

43

27

5

131

19

39

15

6

130

21

35

18

7

126

26

38

22

8

123

24

39

23

51

9

120

30

51

19

10

118

33

29

17

11

96

23

28

38

12

95

36

29

26

13

110

39

30

23

14

120

42

33

19

15

111

40

37

20

16

99

31

39

22

17

89

26

41

34

18

90

23

43

36

19

88

21

49

37

20

112

20

43

39

21

96

50

39

40

22

84

46

35

15

23

72

43

38

16

24

75

33

51

18

25

73

26

28

29

26

86

18

33

15

27

92

42

29

22

28

100

41

31

19

29

121

43

30

38

30

129

38

39

23

31

126

24

37

26

32

120

22

44

20

33

118

50

46

34

34

114

26

48

20

35

106

49

50

36

36

103

47

26

39

37

102

43

31

26

38

130

41

29

24

39

120

39

49

28

40

101

37

47

30

52 41

91

33

39

20

42

88

20

38

21

43

89

33

51

27

44

94

39

28

29

45

97

29

30

38

46

103

45

37

16

47

111

49

41

15

48

119

29

46

27

49

126

25

49

18

50

129

34

30

40

Calcul du temps de chargement de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=130−72=¿58 3) Amplitude

A=

E 58 = =¿11,6 (k −1) (6−1)

4) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 11,6 =¿ 130 =¿ 135,8 2 2

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 11,6 =72− =66,2 2 2

53 Le tableau III.4 montre le Calcul statistique du temps moyen de chargement de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i.

Tableau III-11:Calcul statistique du temps moyen de chargement de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

66,2-77,8

3

72

0,06

4,32

-34,8

1211,04

72,6624

77,8-89,4

6

83,6

0,12

10,032

-23,2

538,24

64,5888

89,4-101

11

95,2

0,22

20,944

-11,6

134,56

29,6032

101-112,6

8

106,8

0,16

17,088

0

0

0

112,6-124,2

12

118,4

0,24

28,416

11,6

134,56

32,2944

124,2-135,8

10

130

0,2

26

23,2

538,24

107,648

TOTAL

50

1

106,8

Tch=X =¿106,8 Variance ¿ δ=306,7968 Ecart-type ¿ T =√ 306,7968=¿ 17,5156159 Calcul du temps d’aller de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=50−18=¿32 3) Amplitude

δ =306,7968

54

A=

E 32 = =¿6,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 6,4 =18− =¿14,8 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 6,4 =¿ 50 =¿ 53,2 2 2

Tableau III-12:Calcul statistique du temps moyen d’aller de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

14,8-21,2

6

18

0,12

2,16

15,408

237,40646 4

28,48877568

21,2-27,6

10

24,4

0,2

4,88

-9,008

81,144064

16,2288128

27,6-34

11

30,8

0,22

6,776

-2,608

6,801664

1,49636608

34-40,4

8

37,2

0,16

5,952

3,792

14,379264

2,30068224

40,4-46,8

10

43,6

0,2

8,64

10,192

103,87686 4

20,7753728

46,8-53,2

5

50

0,1

5

16,592

275,29446 4

27,5294464

TOTAL

50

1

33,408

δ =96,819456

Ta=X =¿33,408 Variance ¿ δ=96,819456 Ecart-type ¿ T =√ 96,819456=¿9,8396878 Calcul du temps de déchargement la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50

55

K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=51−28=¿23 3) Amplitude

A=

E 23 = =¿4,6 (k −1) (6−1)

4) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 4,6 =¿ 51 =¿53,7 2 2

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 4,6 =28− =25,7 2 2

Le tableau III.4 montre le Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i.

Tableau III-13:Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

25,7-30,3

11

28

0,22

6,16

-10,768

115,9498

25,50896128

30,3-34,9

5

32,6

0,1

3,26

-6,168

38,044224

3,8044224

34,9-39,5

14

37,6

0,28

10,472

-1,368

1,871424

0,52399872

39,5-44,1

6

41,8

0,12

5,016

3,032

9,193024

1,10316288

44,1-48,7

5

46,8

0,1

4,68

8,032

64,513024

6,4513024

48,7-53,3

9

51

0,18

9,18

12,232

149,621824

26,93192832

TOTAL

50

1

38,768

Tdéch= X=¿38,768

δ =64,342205

56 Variance ¿ δ=64,342205 Ecart-type ¿ T =√ 64,342205=¿ 8,02134652 Calcul du temps de retour la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=40−15=¿25 3) Amplitude

A=

E 25 = =¿4,6 (k −1) (6−1)

4) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A +5 =¿ 40 =¿42,5 2 2

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 5 =15− =12,5 2 2

Le tableau III.4 montre le Calcul statistique du temps moyen de retour de la chargeuse Volvo SANDVIK LH621i.

Tableau III- 14:Calcul statistique du temps moyen de retour de la chargeuse SANDVIK LH621i Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X ) 2

12,5-17,5

7

15

0,14

2,1

-11,4

129,96

18,194

17,5-22,5

14

20

0,28

5,6

-6,4

40,96

11,4688

57 22,5-27,5

10

25

0,2

5

1,4

1,96

0,392

27,5-32,5

5

30

0,1

3

3,6

12,96

1,296

32,5-37,5

5

35

0,1

3,5

8,6

73,96

7,396

37,5-42,5

9

40

0,18

7,2

184,96

184,96

33,2928

TOTAL

50

1

26,4

δ =72,04

Tret =X=¿26,4 Variance ¿ δ=¿72,04 Ecart-type ¿ T =√ 72,04=8,48763807 Dans le tableauIII.6 nous présentons les résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i.

Tableau III-15:résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i

Volvo sandvik LH621i

Tch

Taller

Tde dech

Tret

106,8

33,408

38,768

26,4

En Le temps de cycle de la chargeuse Volvo sandvik LH621i est donné par l’expression suivante : Tcy=Tch+Taller +Tde dech+Tret =106,8+33,408+38,768+26,4=¿205,376 seconde III.4.4 Nombre de godets pour remplir les bennes Ng=

kr ( b)× vb 0,72 ×51 = =3,3 kr ( g) × E 0,97 ×11,2

Avec : 

Kr (b):coefficient de remplissage de la benne (0,9/1,25)



Kr (g) :coefficient de remplissage du godet



E :la capacité du godet de la chargeuse

58 III.4.5 Rendement horaire de la chargeuse Volvo sandvik LH621i Dt h=

3600 ×cg 3600× 11,2 ×0,97 × 0,81 × K ×CUA ¿ =¿81,184 m3/h f ×tcy 1,9 ×205,376

III.5 Chronométrage des temps des cycles des camions- bennes en secondes III.5.1 Temps de cycle de la benne Volvo sandvik th551 affectée au remblai de minerai Dans le tableau III.13 nous notons les différents temps qui entrent dans la formule du temps de cycle de la benne Volvo sandvik th551 affectée au front MB5 AD2.

Tableau III-16:temps de cycle de la benne Volvo affectée au front MB5 AD2 Nombr e de cycle

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24

Temps de Temps Temps de chargement d’allé manœuvre Tch en Tmd (sec) charge (sec) Ta (sec)

305 444 342 193 277 260 185 244 280 219 225 326 230 260 229 189 270 290 402 392 412 398 280 326

898 1012 1120 964 1050 1201 1039 1060 1020 1320 1282 1253 1172 1152 1054 898 1011 988 1023 1200 1111 1320 1282 1253

110 115 112 114 116 116 118 120 122 124 126 128 130 131 133 135 137 139 142 146 150 166 172 180

Temps de déchargemen t Td (sec)

90 110 72 54 62 78 83 62 78 58 99 102 88 99 106 89 83 103 90 78 89 73 83 103

Temps Temps de Temps de manœuvre d’attente retour a la à la Tre chargeuse chargeuse (sec) Tmp Tatt (sec) (sec)

733 974 1045 1023 983 1000 1100 1060 954 899 1020 1010 744 984 1022 1050 873 720 1422 872 964 1212 1083 1115

47 71 68 84 78 92 102 63 54 72 66 68 36 72 62 78 102 94 76 67 106 102 99 98

412 416 399 381 393 390 357 369 276 270 273 259 258 269 271 277 279 193 194 194 212 222 193 196

59 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50

225 476 356 342 215 277 266 199 284 294 246 235 328 290 229 199 275 230 418 348 220 323 271 198 244 330

1172 895 1006 1112 954 1040 1114 1032 1033 1010 1312 1272 1243 1162 1142 1044 868 1004 977 1013 1100 1222 1324 1232 1223 1161

188 195 202 210 149 101 88 96 192 143 222 224 240 264 106 99 89 124 114 130 120 110 116 88 78 69

72 80 105 71 53 61 77 82 61 77 58 98 86 99 104 87 81 101 89 77 85 73 83 103 72 100

1062 732 964 1040 1022 980 999 1099 1050 953 898 1019 744 983 1011 1040 871 719 1419 871 954 1212 1082 1111 1061 1009

101 45 69 66 83 74 91 106 61 51 61 63 34 72 88 77 100 91 70 67 108 105 91 98 111 68

220 253 194 256 195 199 235 244 245 133 145 142 180 191 189 180 156 150 148 159 172 68 130 111 147 189

Calcul du temps moyen ≪de chargement≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5-AD2 Calcul du temps de chargement du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=476−185=¿291 3) Amplitude

60

A=

E 291 = =¿58,2 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 58,2 =185− =¿155,9 2 2

5) Limite supérieure

A + 58,2 =¿ 476 =¿505,1 2 2

LinS= Xmax+

Tableau III- 17:Calcul statistique du temps moyen de chargement du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

155,9-214,1

6

185

0,12

22,2

-102,992

10607,35

1272,88

214,1-272,3

19

243,2

0,38

92,416

-44,792

2006,323

762,4028

272,3-330,5

14

301,4

0,28

84,952

-13,408

179,774

50,33672

330,5-388,7

4

359,6

0,08

28,768

71,608

5138,022

411,0417

388,7-446,9

6

417,8

0,12

50,136

129,808

16850,116

2022,014

446,9-505,1

1

476

0,02

9,52

188,008

35347,008

706,94

TOTAL

50

1

287,992

δ =5225,61

Tch=X =¿287,992 Le temps moyen de chargement du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 287,992 secondes.

Variance ¿ δ=5225,61 Ecart-type ¿ T =√ 5225,61=¿72,288 Calcul du temps moyen ≪d’aller≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5AD2 Calcul du temps d’aller du camion-benne Volvo SANDVIK TH551

61 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=1324−864=¿460 3) Amplitude

A=

E 460 = =¿92 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 92 =864− =¿818 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 92 =¿ 1320 =¿1370 2 2

Tableau III- 18:Calcul statistique du temps moyen d’aller du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

818-910

4

864

0,08

69,12

-258

66564

5325,12

9101002

4

956

0,08

76,48

-166

27556

2204,48

10021094

16

1048

0,32

344,96

-74

5476

1752,32

10941186

11

1140

0,22

250,8

18

324

71,28

11861278

9

1232

0,18

221,76

110

12100

261,36

12781370

6

1324

0,12

158,88

202

2178

1432,32

62 TOTAL

50

1

1122

δ =¿11046,8 8

Ta=X =¿1122 Le temps moyen d’aller du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 1122 secondes.

Variance ¿ δ=¿11046,88 Ecart-type ¿ T =√ 11046,88=¿105,1041 Calcul du temps moyen ≪manœuvre de déchargement ≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5-AD2 Calcul du temps de manœuvre de déchargement du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=264−69=¿171 3) Amplitude

A=

E 171 = =¿39 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 39 =69− =¿49,5 2 2

5) Limite supérieure

63

LinS= Xmax+

A + 39 =¿ 264 =¿283,5 2 2

Tableau III- 19:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre de déchargement du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

155,9-214,1

4

69

0,08

5,52

-91,62

8394,22

671,53

214,1-272,3

21

108

0,42

45,36

-52,62

2768,86

1162,92

272,3-330,5

14

147

0,28

61,74

-13,62

557,90

156,213

330,5-388,7

6

186

0,12

22,32

25,38

644,14

77,2973

388,7-446,9

4

225

0,08

20,4

64,38

4144,78

331,582

446,9-505,1

1

264

0,02

5,28

103,38

10687,42

213,748

TOTAL

50

1

160,62

δ =2613,28349

Tmd =X=¿160,62 Le temps moyen de manœuvre au déchargement du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 160,62 secondes.

Variance ¿ δ=2613,28349 Ecart-type ¿ T =√ 2613,28349=¿51,120 Calcul du temps moyen ≪de déchargement≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5-AD2 Calcul du temps de déchargement du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=110−53=¿57

64

3) Amplitude

A=

E 57 = =¿11,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 11,4 =69− =¿ 47,3 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 11,4 =¿ 264 =¿1115,7 2 2

Tableau III- 20:Calcul statistique du temps moyen de déchargement du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

47, 3-58,7

4

53

0,08

4,24

-30

919,54

73,56

58,7-70,1

4

64,4

0,08

5,152

-18,324

358,117

1,51392

70,1-81,5

14

75,8

0,28

21,224

-7,524

56,610

15,85

1 87,2

0,28

24,416

3,875

15,015

4,2043

81,5-92,9 4 92,9-104,3

11

98,6

0,22

21,692

15,275

233,32

51,33

104,3-115,7

3

110

0,06

6,6

26,675

711,608

42,69

TOTAL

50

1

83,324

δ =¿189,1482 2

Tdech= X=¿83,324 Le temps moyen de déchargement du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 83,324 secondes.

Variance ¿ δ=189,14822 Ecart-type ¿ T =√ 189,14822=¿13,75

65 Calcul du temps moyen ≪de retour ≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5-AD2 Calcul du temps de retour du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=1422−720=¿702 3) Amplitude

A=

E 702 = =¿140,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 140,4 =720− =¿649,8 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 140,4 =¿ 1422 =¿1492,2 2 2

Tableau III-21:Calcul statistique du temps moyen de retour du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

649,8-790,2

6

720

0,12

86,4

272,376

74188,68

8902,64

790,2-930,6

6

860,4

0,12

103,24 8

131,976

1741,66

2090,119

930,6-1071

29

1000,8

0,58

580,46 4

8,424

70,963

41,1589

1071-1211,4

5

1141,2

0,1

114,12

148,824

22148,58

14,88

66 1211,41351,8

2

1281,6

0,04

51,264

289,224

83650,52

3346,020

1351,81492,2

2

1422

0,04

56,88

429,624 184576,78

7383,071

TOTAL

50

1

992,37 6

δ =¿21777,889 2

Tret =X=¿992,376 Le temps moyen de retour du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 992,376 secondes.

Variance ¿ δ=21777,8892 Ecart-type ¿ T =√ 21777,8892=¿147,5733 Calcul du temps moyen ≪de manœuvre a la chargeuse≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5-AD2 Calcul du temps de manœuvre a la chargeuse du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=111−34=¿77 3) Amplitude

A=

E 77 = =¿15,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 15,4 =34− =¿ 26,3 2 2

67 5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 15,4 =¿ 111 =¿118,7 2 2

Tableau III- 22:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre a la chargeuse du camionbennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

26,3-41,7

2

34

0,04

1,36

-44,012

1937,05

77,48

41,7-57,1

4

49,4

0,08

3,952

-28,612

818,646

65,49

57,1-72,5

17

64,8

0,34

22,032

-13,212

174,556

59,3493

72,5-87,9

8

80

0,16

12,8

1,988

3,952

0,6323

87,9-103,3

14

95,6

0,28

26,768

17,588

309,33

86,614

103,3118,7

5

111

0,1

11,1

32,988

1088,20

108,82

TOTAL

50

1

78,012

δ =¿394,385 6

Tmp=X =¿78,012 Le temps moyen de manœuvre a la chargeuse du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 78,012 secondes.

Variance ¿ δ=394,3856 Ecart-type ¿ T =√ 394,3856=¿ 19,859

68 Calcul du temps moyen ≪d’attente≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB5AD2 Calcul du temps d’attente du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=412−100=¿312 3) Amplitude

A=

E 312 = =¿62,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

A 62,4 =100− =¿68,8 2 2

Linf =Xmin−

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 62,4 =¿ 412 =¿ 443,2 2 2

Tableau III- 23:Calcul statistique du temps moyen d’attente du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

68,8-131,2

6

100

0,06

100,06

-226,342

51230,700

3073,84

131,2-193,6

0

162,4

0,34

55,216

-163,942

26876,97

9138,1729

193,6-256

11

224,8

0,26

58,448

-101,542

10310,77

2680,80

287,2

0,22

63,184

39,142

1532,096

337,0611

349,6

0

0

23,258

540,9345

0

256-318,4 13 318,4-380,8

17

69 380,8-443,2

3

TOTAL

50

412

0

49,44

1

326,342

85,658

7337,29

880,47 δ =¿16110,344

Tatt =X =¿326,342 Le temps moyen d’attente du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front AB5-AD2 est de 326,342 secondes.

Variance ¿ δ=¿16110,344 Ecart-type ¿ T =√ 16110,344=¿126,92 En appliquant la formule II.6 𝑇𝑐𝑦 = 𝑇𝑐 + 𝑇𝑎 + 𝑇𝑚𝑑 + 𝑇𝑑 + 𝑇𝑟 + 𝑇𝑚𝑝 + 𝑇𝑎𝑡𝑡 𝑇𝑐𝑦=287,992+1122+160,62+83,324+ 992,376+78,012+326,342=3050,666 sec 𝑇𝑐𝑦 =50,84𝑚𝑖𝑛𝑢𝑡𝑒𝑠

III.5.2 Rendement horaire Dt h=

60 ×Ctr × Kr ×CUE 60 ×51 ×0,97 × 0,8889 = =27,31 m3/h f ×Tc 1,9 ×50,84

III.5.3 Nombre des camions-bennes à maintenir dans le circuit Nc=

Tcy 50,84 = =¿10,59 ou 11 unités tc 4,7998

III.5.4 Calcul de la distance standard III.5.4.1 Calcul de la distance standard au front MB5-AD2 Les camions bennes VOLVO SANDVIK TH551 de 51 tonnes travaillent généralement sur ce trajet et ne transportant que le minerai venant de la mine. Pour ce trajet, le front d’exploitation est au niveau 410, le front MB5-AD2 est au niveau 196 et la distance horizontale mesurée entre le point de chargement et le point de déchargement DH étant de 2107 mètres. Dst =DH +10 Dv+ K ;

70 

DV =410−196=214 metres

Dst =(2107+10.214 +500)10−3=4,7kmst Connaissant la distance standard Dst entre le point de chargement et le point de déchargement qui est de 4,7 kmst et le rendement horaire effectif Dth= 27,31m3/h la productivité du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front MB5-AD2 sera alors de : Pro=Dth x Dst =27,31×4,7¿ 128,357 m3 kmst /h

Dans le tableau III.21 nous notons les différents temps qui entrent dans la formule du temps de cycle de la benne Volvo sandvik th551 affectée au front MB6-AD2.

Tableau III- 24:temps de cycle de la benne Volvo affectée au front MB6-AD2 Nombres Temps de de cycles chargement N° Tch (sec)

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17

240 250 320 444 338 412 512 503 502 491 266 494 380 362 410 390 415

Temps d’allé Ta (sec)

Temps de manœuvre au déchargemen t Tmd (sec)

1500 1439 1313 1484 1223 1513 1389 1253 1312 1414 1424 1438 1468 1211 1361 1353 1312

218 240 218 198 200 50 220 190 176 153 160 161 149 143 140 133 224

Temps de Temps déchargement de Tdch retour (sec) Tret (sec)

120 118 111 106 118 114 112 104 111 96 119 100 103 101 121 113 99

960 1000 796 894 988 888 904 815 799 796 866 954 969 1000 936 844 799

Temps de manœuvr e a la chargeuse Tmp (sec)

Temps d’attente à la chargeuse Tartt (sec)

69 70 115 120 111 89 80 30 84 57 62 63 66 69 55 49 90

240 312 275 298 300 309 281 269 218 269 218 195 299 199 100 246 194

71 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50

267 381 428 412 382 420 400 382 360 277 411 328 300 411 502 512 500 266 367 428 411 388 370 367 336 312 296 294 287 301 402 500 300

1119 1196 1153 1332 1394 1501 1459 1100 1111 1060 1084 1096 1333 1222 1444 1204 1306 1408 1509 1103 1066 1044 1011 1201 1215 1226 1236 1436 1246 1150 1166 1194 1334

120 121 111 118 100 103 189 239 217 195 199 55 59 222 215 180 170 215 123 110 116 99 199 230 215 190 126 100 121 114 98 84 106

89 76 79 81 91 76 93 83 102 95 93 77 97 87 83 93 83 73 69 79 118 71 92 86 64 76 89 96 104 71 118 94 66

849 850 861 891 933 962 951 930 932 942 966 978 854 931 891 786 932 930 840 999 912 929 914 991 869 888 921 866 855 799 899 906 991

85 80 76 58 102 106 110 76 86 89 93 96 61 55 46 50 71 60 90 94 100 106 109 102 100 67 119 110 88 79 56 61 62

204 276 264 215 307 226 222 223 306 111 96 85 114 119 121 178 169 210 150 100 86 96 118 166 206 188 218 116 176 104 120 126 153

Calcul du temps moyen ≪de chargement≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6-AD2 Calcul du temps de chargement du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes

72 N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=512−240=¿272 3) Amplitude

A=

E 272 = =¿54,4 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 54,4 =240− =¿212,8 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 54,4 =¿ 512 =¿539,2 2 2

Tableau III- 25:Calcul statistique du temps de chargement du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

212,8-267,2

5

240

0,1

24

267,2-321,6

9

294,4

0,18

321,6-376

8

348,8

376-430,4

18

430,4-484,8

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

19394,4617 139,264

1939,44617

52,992

-84,864

7201,8985

1296,34173

0,16

55,808

-30,464

928,055296

148,488847

403,2

0,36

145,152

23,936

572,932096

206,255555

1

457,6

0,02

9,152

78,336

6136,5289

122,730578

484,8-539,2

9

512

0,18

92,16

132,736 17618,8457

3171,39223

TOTAL

50

1

379,264

Tch=X =379,264 Variance ¿ δ=5084,65511

5084,65511

73 Ecart-type ¿ T =√ 5084,65511=¿ 71,3067676 Calcul du temps moyen ≪d’aller≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6AD2 Calcul du temps d’aller du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=1509−1011=¿498 3) Amplitude

A=

E 498 = =¿ 99,6 5 (k −1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 99,6 =1011− =¿961,2 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 99,6 =¿ 1509 =¿ 1558,8 2 2

Tableau III- 26:Calcul statistique du temps moyen d’aller du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

961,21060,8

3

1011

0,06

60,66

-268,92

72317,9664

4339,077984

1060,8-

7

1110,

0,18

199,908

-169,32

28669,2624

5160,467232

74 1160,4

6

1160,4-1260

13

1210, 2

0,26

314,652

-69,72

4860,8784

1263,828384

1260-1359,6

8

1309, 8

0,16

209,568

270,12

72964,8144

11674,370304

1359,21459,2

9

1409, 4

0,18

253,692

129,48

16765,0704

3017,712672

8

1509

0,16

241,44

229,08

52477,6464

8396,4223424

1

1279,92

1459,21558,8 TOTAL

50

δ =33851,88002

Ta=X =¿1279,92 Variance ¿ δ=33851,88002 Ecart-type ¿ T =√ 33851,88002=¿183,988804 Calcul du temps moyen ≪de manœuvre de déchargement≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6-AD2 Calcul du temps de manœuvre de déchargement du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=240−50=¿190 3) Amplitude

A=

E 190 = =¿38 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

75

Linf =Xmin−

A 38 =50− =¿31 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 38 =¿ 240 =¿259 2 2

Tableau III- 27:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre de déchargement du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

31-69

3

50

0,06

3

-104,12

10857,64

651,4584

69-107

7

88

0,14

12,32

-66,12

4371,854

612,059616

107-145

14

126

0,28

35,28

-28,12

790,7344

221,405632

145-183

7

164

0,14

22,96

9,88

97,6144

13,666016

183-221

14

202

0,28

56,56

47,88

2292,494

320,949216

221-259

5

240

0,1

24

85,88

7375,374

737,530304

TOTAL

50

1

154,12

2560,730304

Tmd=X=154,12 Variance ¿ δ=2560,730304 Ecart-type ¿ T =√ 2560,730304=¿50,603659 Calcul du temps moyen ≪de déchargement≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6 -AD2 Calcul du temps de déchargement du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

76 E=Xmax− Xmin=120−64=¿56 3) Amplitude

A=

E 56 = =¿11,2 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 11,2 =64− =¿58,4 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A 11,2 =¿ 120+ =¿ 125,6 2 2

Tableau III- 28:Calcul statistique du temps moyen de déchargement du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

58,4-69,6

3

64

0,06

3,84

-30,24

914,4576

54,867456

69,6-80,8

9

75,2

0,18

13,536

-19,04

362,5216

65,253888

80,8-92

10

86,4

0,2

17,28

-7,84

61,4656

12,29312

92-103,2

13

97,6

0,26

25,376

3,36

11,2896

2,935296

103,2-114,4

8

108,8

0,16

17,408

14,56

211,9936

33,918976

114,4-125,6

7

120

0,14

16,8

25,76

663,5776

92,900864

TOTAL

50

1

94,24

δ =262,1696

Tdech= X=94,24 Variance ¿ δ=262,1696 Ecart-type ¿ T =√ 262 ,1696=16,1916522 Calcul du temps moyen ≪de retour≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6-AD2 Calcul du temps de retour du camion-benne Volvo SANDVIK TH551

77 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=1000−786=¿214 3) Amplitude

A=

E 214 = =¿42,8 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 42,8 =786− =¿764,6 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 42,8 =¿ 1000 =¿ 1021,4 2 2

Tableau III-29:Calcul statistique du temps moyen de retour du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

764,6807,4

6

786

0,12

94,32

13157,007616 114,704

807,4850,2

5

828,8

0,1

82,88

-71,904

5170,185216

517,0185216

850,2893

9

871,6

0,18

156,888

-29,104

847,042816

152,46770688

914,4

0,3

274,32

13,696

187,580416

56,2741248

957,2

0,18

172,296

56,496

3191,798016

574,52364288

893935,8

15

935,8-

9

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2 1578,84091392

78 978,6 978,61021,4

6

TOTAL

50

1000

0,12

120

1

900,704

99,296

9859,695616

1183,16347392 δ =4062,288384

Tret =X=900,704 Variance ¿ δ=4062,288384 Ecart-type ¿ T =√ 4062,288384=¿63,7360838 Calcul du temps moyen ≪de manœuvre a la chargeuse ≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6-AD2 Calcul du temps de manœuvre a la chargeuse du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=120−30=¿90 3) Amplitude

A=

E 90 = =¿18 (k −1) (6−1)

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 18 =30− =¿21 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 18 =¿ 120 =¿129 2 2

79

Tableau III- 30:Calcul statistique du temps moyen de manœuvre a la chargeuse du camionbennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

21-39

30

1

0,02

39-57

48

7

57-75

66

75-93

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

0,6

-64,08 4106,2464

82,124928

0,14

6,72

-46,08 2123,3664

297,271296

13

0,26

17,16

-28,08

788,4864

205,006464

84

14

0,28

23,52

-10,08

101,6064

28,449792

93-111

102

12

0,24

24,48

7,92

62,7264

15,054336

111-129

120

3

0,06

21,6

25,92

671,8464

40,310784

TOTAL

50

1

94,08

δ =668,2176

Tmp=X =¿94,08 Variance ¿ δ=668,2176 Ecart-type ¿ T =√ 668,2176=25,8499052 Calcul du temps moyen ≪d’attente à la chargeuse ≫ du camion Volvo sandvik th551 vers le front MB6-AD2 Calcul du temps d’attente à la chargeuse du camion-benne Volvo SANDVIK TH551 1) Nombre de classes N=50 K=1+

10 log50=5,9 ≅6 3

2) Etendue

E=Xmax− Xmin=312−86=¿226 3) Amplitude

A=

E 226 = =¿45,2 (k −1) (6−1)

80

4) Limite inferieure

Linf =Xmin−

A 45,2 =86− =¿63,4 2 2

5) Limite supérieure

LinS= Xmax+

A + 45,2 =¿ 312 =¿334,6 2 2

Tableau III- 31:Calcul statistique du temps moyen d’attente du camion-bennes SANDVIK TH551 Classe

Ni

Xi

Fi

fi∗xi

xi− X

(xi− X ¿ 2

fi∗( xi−X )2

63,4-108,6

7

86

0,14

12,04

110,288

12163,44294 4

1702,882

108,6-153,8

10

131,2

0,2

26,24

-65,088

4236,44774

847,2895488

153,8-199

8

176,4 0,16

28,224

-19,888

395,532544

63,28520704

199-244,2

11

221,6 0,22

48,752

25,312

640,697344

140,95341568

244,2-289,4

7

266,8 0,14

37,352

70,512

4971,942144

696,07190016

289,4-334,6

7

0,14

43,68

115,712

43389,26694 4

1874,49737216

TOTAL

50

1

196,288

312

δ =¿5324,9794438 4

Tatt =X =¿196,288 Variance ¿ δ=¿5324,97944384 Ecart-type ¿ T =√ 5324,97944384=¿ 72,9724567 Dans le tableau III.16 ci-dessous nous présentons le résultat de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la benne Volvo SANDVIK TH551 vers le front MB6-AD2.

Tableau III-32:résultats de tous les calculs statistiques des différents temps moyens qui composent le temps de cycle de la benne Volvo vers le front MB6-AD2 . Tch

Taller

Tmd

Tdec h

Tret

Tmp

Tatt

81

Benne Volvo SANDVIK TH551

379,264

1279,92

154,12

94,24

900,704

94,08

196,288

Tcy=Tc+Ta+Tmd + Td+Tr +Tmp +Tatt Tcy=379,264+1279,92+154,12+94,24+ 900,704+ 94,08+ 196,288=3098,616 sec Tcy=51,64 minutes III.5.5 Rendement horaire Dth=

60 ×Ctr × Kr ×CUE 60 ×51 ×0,97 × 0,8889 = =26,89 m3/h f ×Tc 1,9 ×51,64

III.5.6 Nombre des camions-bennes à maintenir dans le circuit Nc=

Tcy 51,64 = =¿8,17 ou 8 unités tc 6,32

III.5.7 Calcul de la distance standard III.5.7.1 Calcul de la distance standard au front MB6-AD2 Les camions bennes VOLVO SANDVIK TH551 de 51 tonnes travaillent généralement sur ce trajet et ne transportant que le minerai venant de la mine. Pour ce trajet, le front d’exploitation est au niveau 410, le front MB6-AD2 est au niveau 89 et la distance horizontale mesurée entre le point de chargement et le point de déchargement DH étant de 2214 mètres. Dst =DH +10 Dv+ K ; 

DV =410−89=321 metres

Dst =(2214 +10.321+ 500)10−3=5,9 kmst Connaissant la distance standard Dst entre le point de chargement et le point de déchargement qui est de 5,9 kmst et le rendement horaire effectif Dth= 26,89m3/h la productivité du camion benne VOLVO SANDVIK TH551 affecté au front MB5-AD2 sera alors de : Pro=Dth x Dst =26,89×5,9¿ 158,651 m3 kmst /h

82

III.6 Optimisation de chargement et transport Dans le fonctionnement normal, le temps d’attente à la chargeuse doit tendre toujours vers zéro et que le temps de chargement doit être aussi réduit ; et cela relève d’un bon attelage des bennes auprès de la chargeuse. La plus grande préoccupation de l’exploitation minière est de réduire le plus possible le temps de cycle de travail de l’unité de transport. Celui-ci est inversement proportionnel au rendement horaire de l’unité de transport. Si le temps de cycle augmente, le rendement horaire décroit et s’il diminue le rendement accroit. D’autre part l’unité de transport doit être chargée 2 à 5 passes. Dans le cadre de notre travail nous avons calcules le nombre de passe qu’il faut pour remplir la benne, qui est compris entre 2 et 5 , c’est   « 3 » III.6.1 Optimisation de chargement L’unité de chargement, chargera l’unité de transport en 3 passes, nombre de passe obtenu en divisant la capacité nominale de l’unité de transport par la capacité nominale de l’unité de chargement. En s’appuyant sur l’hypothèse énoncée ci-haut nous déterminons la capacité nominale des godets de la chargeuse pour une bonne adaptation des unités de chargement et de transport. On a :  Camion-benne Volvo SANDVIK TH551, Cg=

30 =10 m 3 pour une optimisation 3

moyenne Dans une planification minière l’unité de transport utilisée doit être capable de pouvoir maintenir la production légèrement supérieure à la production requise (Guide Caterpillar, 2000). En considérant ce qui est dit ci-haut, la capacité nominale de la chargeuse SANDVIK LH621i nous demandons à l’entreprise de kamoa Copper de maintenir la même chargeuse a la benne Volvo de marques SANDVIK TH551.

III.6.2. Optimisation de transport Sur le plan pratique pour optimiser le transport nous posons l’hypothèse qu’en premier lieu le temps de chargement doit être délimiter par le nombre de passes des godets pour remplir l’unité de transport en considérant la règle générale de remplir l’unité de transport en 3 passes, puis en second lieu qu’il n’y a pas de temps d’attente pour les unités de transports(Kiseya,2019), et enfin en troisième et dernier lieu nous trouvons l’optimisation par

83 la combinaison de deux précédentes hypothèses. Le temps de chargement optimisé sera donné par le temps de cycle de la chargeuse fois le nombre des godets pour remplir l’unité de transport. III.6.2.1 Optimisation en fonction du temps de chargement A. Camion- benne Volvo SANDVIK TH551 avec réduction du temps de chargement Tc=nombre moyen de passe optimal× temps de cycles optimal de l ' unité de chargement Tc=3× 217,1234 sec =651,37 Sec =10,85min (MB 5− AD 2) Tc=3× 205,376 sec =616,11Sec =10,26min (MB6-AD2)  Vers le front MB5-AD2

Tcy=Tc+Ta+Tmd + Td+Tr +Tmp +Tatt Tc y¿ 615,37+1122+ 160,62+ 83,324+992,376+78,012+326,342=3378,104 sec Tcy=56,30 minutes Dt h= Nc=

60 ×Ctr × Kr ×CUE 60 ×51 ×0,97 × 0,8889 = =24,665 m3/h f ×Tc 1,9 ×56,30

Tcy 56,30 = =¿ 5,188 ou 6 unités tc 10,85

 Vers le front MB6-AD2

Tcy=Tc+Ta+Tmd + Td+Tr +Tmp +Tatt Tcy=205,376+1279,92+154,12+94,24+ 900,704+94,08+196,288=2924,728 sec Tcy=48,73 minutes Dt h= Nc=

60 ×Ctr × Kr ×CUE 60 ×51 ×0,97 × 0,8889 = =28,490 m3/h f ×Tc 1,9 ×48,74

Tcy 48,73 = =¿4,74 ou 5 unités tc 10,26

B. Camion- benne Volvo SANDVIK TH551 avec élimination du temps d’attente :  Vers le front MB5-AD2

Tcy=Tc+Ta+Tmd + Td+Tr +Tmp

84

Tc y¿ 651+1122+160,62+83,324+ 992,376+78,012=3087,332 sec Tcy=51,45 minutes Dt h= Nc=

60 ×Ctr × Kr ×CUE 60 ×51 ×0,97 × 0,8889 = =26,99 m3/h f ×Tc 1,9 ×51,45

Tcy 51,45 = =¿ 4,74 ou 5 unités tc 10,85

 Vers le front MB6-AD2

Tcy=Tc+Ta+Tmd + Td+Tr +Tmp Tcy=205,376+1279,92+154,12+94,24+ 900,704+94,08=2728,44 sec Tcy=45,47 minutes Dt h= Nc=

60 ×Ctr × Kr ×CUE 60 ×51 ×0,97 × 0,8889 = =30,53 m3/h f ×Tc 1,9 × 45,47

Tcy 45,47 = =¿4,43ou 5 unités tc 10,26

III.7 Conclusion partielle Dans ce chapitre nous avons commencé par la présentation des différents front utilisés dans la mine souterraine de kamoa Copper précisément a kakula mais moi je me suis contenté a récoltées sur site des données pour les unités de chargement et de transport, nous avons déterminé le rendement horaire de chaque unité de chargement, le nombre d’unités de transport à maintenir dans le circuit pour chaque camion en fonction du trajet ainsi que leur rendement horaire respectif ainsi que leur productivité et enfin la distance standard. Nous avons enfin optimisé les opérations de chargement et transport en considérant deux hypothèses, la première celle de réduire le temps de chargement en fonction de 3 passes pour remplir l’unité de transport et la seconde celle réduire à zéro le temps d’attente de l’unité de transport à la chargeuse.

85 Regroupement (théorie de la file d’attente) : La meilleure planification est celle qui pourra éviter au maximum les regroupements inutiles aux points de chargements et de déversements et arriver à la saturation de la chargeuse. .

CONCLUSION GENERALE ET SUGGESTIONS Nous voici au terme de notre travail de fin d’études intitulé : « optimisation de paramètres de chargement et transport en vue d’améliorer la production » L’organisation de transport est un problème très important, à ne jamais négliger, qui conditionne en partie les possibilités de production de l’entreprise. Les objectifs qui ont été poursuivis sont les suivants : 

L’adaptation de la capacité de l’unité de chargement à celle de l’unité de transport.



Réduire le plus possible l’immobilisation des unités de chargement et de transport.

86 Nous avons utilisé une seule unité de chargement dont la chargeuse Volvo SANDVIK LH 621i ayant une capacité nominale de 10 m3 et une seule unité de transport, camion-benne Volvo SANDVIK TH551 ayant une capacité de 51m3. Le transport s’effectue sur deux trajets :  Trajet 1 du front MB5-AD2 à la surface.  Trajet 2 du front MB6-AD2 à la surface Ainsi, partant des données récoltées sur site, nous avons déterminés les différents temps des cycles moyens ainsi que les rendements horaires pour le seul types d’engins de chargement et d’engins de transport qu’on avait sur terrain à kakula sud ; les temps des cycles moyens et le nombre d’unités de transport à maintenir dans le circuit pour chaque trajet sont :  MB5-AD2: chargeuse Volvo Sandvik lh621i: tcy=217,1234sec ; Dth=24,665 m3 /h  MB6-AD2: chargeuse volvo Sandvik lhd 621i: tcy=205,376 sec; Dth=28,490 m 3 /h  Camion-benne Volvo SANDVIK TH551: − Trajet 1 :Tcy=51,45 minutes ;Dth=26,99 m3/h ;Nc= 5 unités. − Trajet : Tcy=45,47 minutes ;Dth=30,53m3/h; Nc= 5 unités

87 D’une part les rendements horaires des unités de chargement obtenus à partir des données récoltées sur site étant inférieurs à ceux obtenus après avoir appliqué l’hypothèse posée, nous disons que l’optimisation a belle et bien était atteinte pour le chargement et d’autre part les temps des cycles des unités de transport après l’optimisation étant inférieurs à ceux obtenus avant l’optimisation et que les rendements horaires des unités de transport avant l’optimisation étant inférieurs à ceux obtenus après l’optimisation ceci nous conduit à dire que l’optimisation de transport est aussi atteinte. Dans un souci d’efficacité, un certain nombre de facteurs doivent être considérer pour choisir la meilleure flotte possible et donc la plus rentable. D’après le calcul nous pouvons constater que :  Le nombre des camions est insuffisant pour servir la production planifiée.  Il faut aménager et exploiter les zones d’évitement au cours de la circulation des camions.  Il faut installer des capteurs pour éviter les accidents.  Il faut une maintenance régulière pour garder la production active.  L’achat des nouveaux camions améliore le système de transport et nous prépare pour entamer d’autre projet.  Il faut donner une importance à la sécurité dans la mine souterraine pour travailler dans les bonnes conditions.  Introduire un système de communication fiable.  Insérer un système de surveillance audiovisuelle assisté à distance.  Le respect de l’adaptation de l’unité de chargement et transport établie.  Respect de nombre d’unités de transport à maintenir dans le circuit en fonction du trajet.

Comme toute œuvre humaine n’est jamais parfaite, nous pensons que d’autres chercheurs pourront toutefois entreprendre les efforts similaires dans ce domaine afin d’améliorer ce travail. Nous restons ouverts aux critiques et suggestions éventuels des lecteurs et collègues visant à l’amélioration de ce travail.

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