Méthodologie d'évaluation de la performance technique des ...
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Méthodologie d'évaluation de la performance technique des chantiers d'abattage : importance des écarts opérationnels et leurs impacts sur quelques paramètres économiques Thèse Sebastian Ibarra Gutiérrez Doctorat en génie des mines Philosophiæ doctor (Ph. D.) Québec, Canada © Sebastian Ibarra Gutiérrez, 2020
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Méthodologie d'évaluation de la performance technique des chantiers d'abattage : importance des écarts
opérationnels et leurs impacts sur quelques paramètres économiques
Thèse
Sebastian Ibarra Gutiérrez
Doctorat en génie des mines
Philosophiæ doctor (Ph. D.)
Québec, Canada
© Sebastian Ibarra Gutiérrez, 2020
Méthodologie d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage
Importance des écarts opérationnels et leurs impacts sur quelques paramètres économiques
Thèse
Sebastián Ibarra Gutiérrez
Sous la direction de :
Richard Poulin, directeur de recherche
iii
Résumé
L’estimation et la postérieure évaluation de la performance technique des chantiers d’abat-
tage sont des étapes cruciales de la planification minière. En effet, lorsqu’effectuées
correctement, elles permettent de réconcilier l’extraction de la quantité de minéral estimée
dans les réserves au fur et à mesure que l’exploitation avance, de faire le suivi de la sé-
quence de minage ainsi que de prévenir d’éventuelles instabilités géomécaniques. De plus,
l’évaluation de la performance technique établit les bases statistiques sur lesquelles les in-
génieurs prennent les décisions concernant son estimation et, de ce fait, le design des
chantiers d’abattage dans les futures études de faisabilité. D’autre part, des lacunes de
connaissances dans la littérature, notamment la non-standardisation des définitions qui dé-
crivent ce qui se produit à l’intérieur des chantiers d’abattage et la non-inclusion de certaines
situations dans les méthodes de calcul utilisées, font en sorte que l’évaluation de la perfor-
mance technique des chantiers d’abattage peut se voir limitée, voire mal interprétée. Les
lacunes susmentionnées, pouvant provoquer des écarts importants entre les études de fai-
sabilité par rapport à l’opération minière — performance technique planifiée versus
réalisée —, se trouvent à l’origine de la présente thèse de doctorat. Suite à une revue cri-
tique de la littérature, notamment en ce qui concerne les méthodes de calcul présentement
en usage ainsi que de la manière de procéder couramment dans la pratique minière — à
savoir, basées uniquement dans les notions de dilution et de pertes opérationnelles —, cet
iv
ouvrage propose des améliorations substantielles au niveau de la méthodologie d'évalua-
tion de ladite performance technique. La méthodologie d’évaluation proposée s’appuie sur
deux piliers novateurs : i) l’intégration des estimations faites durant la planification minière
— et, de ce fait, des écarts qui en résultent — et, ii) l’inclusion du concept de minéralisation
opérationnelle hors-profil, permettant de différencier les concepts d’effondrement et dilution.
De surcroît, cette méthodologie fait le lien entre la performance technique des chantiers
d’abattage et quelques paramètres économiques d’importance, dont le coût unitaire d’opé-
ration. À travers le développement d’équations de correction, l’utilisation de la méthodologie
dont il est question permet d’effectuer des ajustements et/ou des prévisions au fur et à me-
sure que l’exploitation avance. L’étude de cas d’une mine en opération démontre les
avantages d’application de cette méthodologie améliorée pour obtenir une représentation
plus précise de la réalité des chantiers d’abattage, s’adaptant non seulement aux nouvelles
technologies et logiciels d’arpentage et design minier, mais prévoyant également une utili-
sation qui serait adéquate pour tous les niveaux miniers, à savoir : planification, opération,
réconciliation et faisabilité.
v
Table des matières
RÉSUMÉ .......................................................................................................................... III
TABLE DES MATIERES .................................................................................................... V
LISTE DES TABLEAUX .................................................................................................... IX
LISTE DES FIGURES ........................................................................................................ X
GLOSSAIRE ................................................................................................................... XIII
REMERCIEMENTS ....................................................................................................... XVII
INTRODUCTION ............................................................................................................... 1
Mise en contexte ................................................................................................................ 1
Problématique.................................................................................................................... 6
Le minage à grande profondeur ..................................................................................... 6
La conception et la performance technique des chantiers d’abattage ............................. 8
Définition et portée de l’étude .......................................................................................... 12
Objectifs........................................................................................................................... 14
Objectif général ............................................................................................................ 14
Objectifs spécifiques .................................................................................................... 14
Méthodologie ................................................................................................................... 15
Structure de la thèse ........................................................................................................ 19
CHAPITRE 1 REVUE CRITIQUE DE LA LITTÉRATURE ................................................ 22
1.1 Introduction .............................................................................................................. 22
1.2 Méthode d’exploitation et séquences de minage ...................................................... 25
1.3 L’introduction de la norme canadienne NI 43-101 .................................................... 35
1.4 Méthodologie actuelle d’évaluation de la performance technique des chantiers
d’abattage ........................................................................................................................ 39
1.4.1 La dilution du minerai .......................................................................................... 40
1.4.1.1 La dilution planifiée ....................................................................................... 42
1.4.1.2 La dilution opérationnelle .............................................................................. 44
1.4.1.3 Méthodes d’estimation de la dilution du minerai ............................................ 46
1.4.2 Les pertes de minerai .......................................................................................... 54
1.4.2.1 Les pertes planifiées ..................................................................................... 55
1.4.2.2 Les pertes opérationnelles ............................................................................ 55
1.4.2.3 Méthodes d’estimation des pertes de minerai ............................................... 57
vi
1.5 Évaluation de la performance économique des chantiers d’abattage ....................... 58
1.5.1 La valeur actuelle nette (VAN) et la valeur actualisée des profits (VAP) .............. 58
1.5.2 Le coût unitaire d’opération ................................................................................. 60
1.6 Lacunes de connaissances sur la performance technico-économique des chantiers
d’abattage ........................................................................................................................ 67
1.6.1 Le matériel cassé abandonné en place ............................................................... 79
1.7 Conclusions ............................................................................................................. 87
CHAPITRE 2 OPTIMISATION DE LA MÉTHODOLOGIE D’ÉVALUATION DE LA
PERFORMANCE TECHNIQUE DES CHANTIERS D’ABATTAGE .................................. 93
2.1 Introduction .............................................................................................................. 93
2.2 Définition et développement de paramètres et facteurs de performance technique pour
la méthodologie d’évaluation améliorée ........................................................................... 97
2.2.1 L’extraction du minéral ...................................................................................... 105
2.2.2 Pourcentage de dilution opérationnelle (PDO) ................................................... 107
2.2.3 Pourcentage de pertes opérationnelles (PPO) ................................................... 108
2.2.4 Pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil (PMO) ....................... 109
2.2.5 Facteur d’écart de l’extraction du minéral (FEEM) ............................................. 110
2.2.6 Facteur d’écart de dilution opérationnelle (FEDO) ............................................. 112
2.2.7 Facteur de variation de la réserve à l’intérieur du chantier d’abattage (FVR) ..... 114
2.2.8 Facteur des bris sous profil (FBSP) ................................................................... 115
2.2.9 Facteur des bris hors-profil (FBHP) ................................................................... 116
2.3 Conclusions ........................................................................................................... 120
CHAPITRE 3 IMPLICATIONS ÉCONOMIQUES DE LA MÉTHODOLOGIE MODIFIÉE
D’ÉVALUATION DE LA PERFORMANCE TECHNIQUE DES CHANTIERS D’ABATTAGE
...................................................................................................................................... 125
3.1 Introduction ............................................................................................................ 125
3.2 Relations entre le coût unitaire d’opération et les paramètres de performance
technique du chantier d’abattage ................................................................................... 128
3.2.1 L’impact isolé de la variation opérationnelle de minéral (« Vom ») sur le coût
unitaire d’opération ..................................................................................................... 132
3.3.2 Impact isolé de l’écart de dilution opérationnelle sur le coût unitaire d’opération 143
3.3.3 Impact combiné de la variation opérationnelle de minéral et de l’écart de dilution
opérationnelle sur le coût unitaire d’opération ............................................................ 155
vii
3.4 Effet de la teneur du tout-venant sur la répercussion de la variation opérationnelle de
minéral et de l’écart de dilution opérationnelle sur la valeur actualisée des profits ......... 162
3.5 Conclusions ........................................................................................................... 170
CHAPITRE 4 APPLICATION ET VALIDATION DE LA MÉTHODOLOGIE D’ÉVALUATION
DE LA PERFORMANCE TECHNIQUE DES CHANTIERS D’ABATTAGE : ÉTUDE DE
CAS DE LA MINE ÉLÉONORE (GOLDCORP) .............................................................. 175
4.1 Introduction ............................................................................................................ 175
4.2 Contexte et description du site minier à l’étude ...................................................... 180
4.2.1 Généralités ........................................................................................................ 180
4.2.2 Géologie et minéralisation ................................................................................. 181
4.2.3 Caractérisation géomécanique du massif rocheux ............................................ 185
4.2.4 Méthode d’exploitation ....................................................................................... 186
4.3 Élaboration de la base de données de performance technique de chantiers
d’abattage ...................................................................................................................... 187
4.3.1 Identification des paramètres et des facteurs de performance technique ........... 187
4.3.2 Limitations concernant l’interprétation et la fiabilité de la base de données ....... 189
4.4 Tendances et résultats de l’évaluation de la performance technique des chantiers
d’abattage ...................................................................................................................... 191
4.4.1 Sommaire des résultats de performance technique réelle ................................. 191
4.4.2 Le rôle de la profondeur .................................................................................... 200
4.4.3 Analyses statistiques multifactorielles ................................................................ 205
4.5 Validation de la méthodologie d’évaluation de performance technique des chantiers
d’abattage ...................................................................................................................... 213
4.6 Conclusions ........................................................................................................... 222
CONCLUSION ............................................................................................................... 226
Sommaire rétrospectif .................................................................................................... 226
Contribution ................................................................................................................... 230
Recommandations générales ........................................................................................ 233
Perspectives et travaux futurs ........................................................................................ 235
BIBLIOGRAPHIE ........................................................................................................... 238
ANNEXE A CLASSIFICATIONS GÉOMÉCANIQUES DU MASSIF ROCHEUX ............. 244
A1.1 Rock Mass Rating (RMR) .................................................................................... 244
A1.2 Rock Quality Designation (RQD) ......................................................................... 247
viii
A1.3 Rock Tunneling Quality Index (Q) ........................................................................ 248
A1.4 Stability number (N’) (Indice de stabilité) .............................................................. 253
ANNEXE B BASE DE DONNÉES D’APPLICATION DE LA MÉTHODOLOGIE
D’ÉVALUATION DE LA PERFORMANCE TECHNIQUE AUX CHANTIERS D’ABATTAGE
DE LA MINE ÉLÉONORE (GOLDCORP) ...................................................................... 255
ix
Liste des tableaux
Tableau 1.1 Caractéristiques des ouvertures, de sélectivité d’extraction et de contrôle de
la dilution et des pertes pour quelques méthodes d’exploitation (Planeta et al., 2013) ..... 23
Tableau 1.2 Caractéristiques des chantiers selon les variantes de la méthode
d’exploitation par chambres vides utilisées par les mines à l’étude .................................. 33
Tableau 1.3 Méthodologies de calcul du pourcentage de dilution (d’après Henning, 2007)
........................................................................................................................................ 45
Tableau 1.4 Coût unitaire d’opération et composants, modifié d’après Planeta et
Paraszczak (2001) ........................................................................................................... 65
Tableau 2.1 Définition de paramètres de performance technique des chantiers d’abattage
...................................................................................................................................... 101
Tableau 2.2 Exemple d’application des paramètres de performance technique des
chantiers d’abattage (planification, réalisation et performance) ...................................... 103
Tableau 2.3 Exemple d’application des facteurs de performance technique des chantiers
d’abattage (planification, réalisation et performance) ..................................................... 117
Tableau 3.1 Exemple numérique des valeurs typiques des éléments du coût unitaire
d’opération estimé pour des mines visant l’exploitation en profondeur au Québec ......... 131
Tableau 3.2 Impact isolé de la variation opérationnelle de minéral, « Vom », sur les
éléments du coût unitaire d’opération ............................................................................ 140
Tableau 3.3 Impact isolé de l’écart de dilution opérationnelle, « Ed », sur les éléments du
coût unitaire d’opération ................................................................................................. 151
Tableau 3.4 Paramètres de l’étude de cas pour un gisement d’or typique québécois .... 163
Tableau 4.1 Valeurs du RMR en fonction de la profondeur par unité géologique à la mine
Éléonore (Goldcorp, 2016) ............................................................................................. 185
Tableau 4.2 Valeurs moyennes de performance technique des chantiers d’abattage .... 192
Tableau 4.3 Horizons de minage et nombre de chantiers minés .................................... 200
x
Liste des figures
Figure 1.1 Vues longitudinale et transversale verticale des chantiers transversaux (en
haut) et des chantiers longitudinaux (en bas) — exploitation par chambres vides ............ 28
Figure 1.2 Séquence de minage pour les chantiers extraits transversalement avec la
méthode d’exploitation par chambres vides (chantiers exploités numérotés en bleu ;
chantiers remblayés et curés, sans numéro et en marron) ............................................... 30
Figure 1.3 Séquence de minage pour les chantiers extraits longitudinalement avec la
méthode d’exploitation par chambres vides (chantiers exploités numérotés en bleu ;
chantiers remblayés et curés, sans numéro et en marron) ............................................... 31
Figure 1.4 Étapes à l’intérieur du cycle de production d’un chantier d’abattage : 1-
Développement des accès au chantier ; 2- Forage du chantier ; 3- Sautage ; 4- Soutirage
télécommandé ; 5- Remblayage du chantier (en pâte, sur la figure) ................................ 35
Figure 1.5 Catégories des ressources minérales et des réserves minérales selon la norme
canadienne NI 43-101, d’après Planeta et al. (2013) ....................................................... 38
Figure 1.6 Schématisation des dilutions planifiée et opérationnelle à l’intérieur d’un
chantier d’abattage (vue transversale verticale pour la variante longitudinale de la
méthode) ......................................................................................................................... 42
Figure 1.7 Estimation de la dilution opérationnelle suite aux analyses de Pakalnis et
Vongpaisal en 1993, d’après Robert-Martel (2016) .......................................................... 50
Figure 1.8 Abaque de stabilité standard avec les modifications proposées par Nickson en
1992, d’après Robert-Martel (2016) ................................................................................. 51
Figure 1.9 Graphique de stabilité modifié de ELOS en fonction de N’ et du rayon
hydraulique (RH) selon Clark (1998) ................................................................................ 52
Figure 1.10 Schématisation des pertes planifiées et opérationnelles à l’intérieur d’un
chantier d’abattage (vue transversale verticale pour la variante longitudinale de la
méthode) ......................................................................................................................... 55
Figure 1.11 Principe de fonctionnement du système de balayage au laser utilisé pour
mesurer et contrôler les cavités d’un chantier d’abattage ouvert ...................................... 68
Figure 1.12 Limites planifiées (en jaune) et réalisées (en rouge) d’un chantier d’abattage
en vue 3D, transversale verticale et longitudinale, suite à l’arpentage au laser ................ 69
xi
Figure 1.13 Matériels composant les bris sous profil et les bris hors-profil d’un chantier
d’abattage ........................................................................................................................ 71
Figure 1.14 Minéralisation opérationnelle hors-profil et diminution de la réserve minérale
d’un futur chantier ............................................................................................................ 72
Figure 1.15 Méthodologie générale d’évaluation de la réserve minérale selon Planeta et al.
(2013) .............................................................................................................................. 78
Figure 1.16 Matériel cassé qui sera abandonné en place (en rouge) suite à la présence
d’un bloc majeur .............................................................................................................. 81
Figure 1.17 Matériel cassé abandonné en place (en rouge) suite au risque d’endommager
ou de perdre un équipement à la suite d’un effondrement ............................................... 82
Figure 1.18 Bris sous profil (en bleu) caché par le matériel cassé abandonné en place (en
rouge) .............................................................................................................................. 84
Figure 2.1 Éléments composant la méthodologie proposée d’estimation de la réserve
minérale d’un chantier (à gauche) versus réserve minérale extraite d’un chantier (à droite)
........................................................................................................................................ 99
Figure 3.1 Impact de la variation opérationnelle de minéral (représentée par le FEEM) sur
le coût unitaire d’opération ............................................................................................. 141
Figure 3.2 Impact de l’écart de dilution opérationnelle sur le coût unitaire d’opération ... 153
Figure 3.3 Coût unitaire d’opération par tonne de tout-venant, corrigé en fonction de l’écart
de l’extraction du minerai (FEEM) et de l’écart de dilution opérationnelle (FEDO) ......... 157
Figure 3.4 Coût unitaire d’opération par tonne de minéral effectivement extrait par rapport
à la réserve minérale estimée, corrigé en fonction de l’écart de l’extraction du minerai
(FEEM) et de l’écart de dilution opérationnelle (FEDO) .................................................. 157
Figure 3.5 Coût unitaire d’opération par tonne de minerai extrait corrigé (situation
particulière) .................................................................................................................... 161
Figure 3.6 VAP en fonction de la teneur du minerai et du FEDO — en haut, coût unitaire
d’opération corrigé, exprimé en fonction du minéral effectivement extrait par rapport à la
réserve minérale estimée ; en bas, coût unitaire d’opération constant, sans correction . 165
Figure 3.7 VAP en fonction de la teneur du minerai et du FEEM — en haut, coût unitaire
d’opération corrigé, exprimé en fonction du minéral effectivement extrait par rapport à la
réserve minérale estimée ; en bas, (coût unitaire d’opération constant, sans correction) 166
xii
Figure 3.8 Influence de la teneur sur l’impact du FEEM et du FEDO sur la VAP ............ 169
Figure 4.1 Géologie régionale et locale du dépôt Roberto (Goldcorp, 2014) .................. 182
Figure 4.2 Vue en section de la minéralisation à la mine Éléonore (Goldcorp, 2014) ..... 184
Figure 4.3 Pourcentage de pertes opérationnelles (PPO) et pourcentage de dilution
opérationnelle (PDO) calculés par chantier d’abattage .................................................. 194
Figure 4.4 Histogrammes de fréquence du pourcentage de pertes opérationnelles (PPO),
en haut, et du pourcentage de dilution opérationnelle (PDO), en bas ............................ 195
Figure 4.5 Histogramme de fréquence du pourcentage de minéralisation opérationnelle
hors-profil (PMO) ........................................................................................................... 197
Figure 4.6 Écart de dilution opérationnelle (%) calculé par chantier d’abattage.............. 199
Figure 4.7 Valeurs moyennes du PDO (en haut), PPO (au centre) et PMO (en bas) en
fonction de la profondeur et regroupées par horizon de minage .................................... 201
Figure 4.8 Valeurs moyennes du FEDO (en haut, à gauche), FEEM (en haut, à droite),
FBHP (en bas, à gauche) et FBSP (en bas, à droite) en fonction de la profondeur ........ 203
Figure 4.9 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le PDO et le PPO ....... 206
Figure 4.10 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le PMO ..................... 207
Figure 4.11 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le FBHP et le FBSP .. 207
Figure 4.12 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour l’ELOS des épontes .. 208
Figure 4.13 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le FEDO et le FEEM . 208
Figure 4.14 Diagramme d’optimisation-effets pour le FEDO et le FEEM ........................ 211
Figure 4.15 Diagramme d’optimisation-effets pour le PDO, le PPO et le PMO ............... 212
Figure 4.16 Dilution par chantier d’abattage selon différentes méthodes de calcul ........ 214
Figure 4.17 PDO en fonction des pertes opérationnelles réalisées et de la minéralisation
opérationnelle hors-profil réalisée (exemple pour le chantier 230-5050-256) ................. 217
Figure 4.18 Suivi du tonnage ayant été catégorisé plus précisément avec la méthodologie
proposée pendant les périodes de juillet 2015 (en bleu) et de février 2016 (en vert) ...... 218
Figure 4.19 Différences de calcul de l’extraction du minéral par chantier d’abattage...... 219
Figure 4.20 Variation du coût unitaire d’opération en fonction de la performance technique
des chantiers d’abattage ................................................................................................ 221
xiii
Glossaire
De : Dilution opérationnelle estimée ;
Dr : Dilution opérationnelle réalisée ;
Ed : Écart de dilution opérationnelle ;
Em : Écart de minéralisation opérationnelle hors-profil ;
Ep : Écart des pertes opérationnelles ;
FBHP : Facteur des bris hors-profil ;
FBSP : Facteur des bris sous profil ;
FEDO : Facteur d’écart de dilution opérationnelle ;
FEEM : Facteur d’écart de l’extraction de minéral ;
FVR : Facteur de variation de la réserve minérale à l’intérieur du chantier ;
Mae : Minerai des chantiers adjacents estimé ;
Mar : Minerai des chantiers adjacents réalisé ;
Mée : Minéral des épontes estimé ;
Mér : Minéral des épontes réalisé ;
Moe : Minéralisation opérationnelle hors-profil estimée ;
xiv
Mor : Minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée ;
Me : Minéral extrait à l’intérieur des limites du chantier ;
Mpe : Minéral planifié à extraire à l’intérieur des limites du chantier ;
Pe : Pertes opérationnelles estimées ;
Pr : Pertes opérationnelles réalisées ;
PDO : Pourcentage de dilution opérationnelle ;
PMO : Pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil ;
PPO : Pourcentage de pertes opérationnelles ;
Re : Remblai opérationnel estimé ;
Rr : Remblai opérationnel réalisé ;
Ri : Réserve initiale à l’intérieur du chantier d’abattage ;
Rme : Réserve minérale estimée ;
Se : Stérile opérationnel estimé ;
Sr : Stérile opérationnel réalisé ;
TV : Tout-venant ;
Vom : Variation opérationnelle de minéral.
xv
À la mémoire de Luc M. Marsolais
xvi
Memento, homo,
quia pulvis es,
et in pulverem reverteris
Citation latine, adaptée du Livre de la Genèse, chapitre 3, verset 19
xvii
Remerciements
Je tiens à exprimer ma profonde gratitude au Professeur Marcel Laflamme, directeur de
thèse, pour son aide constante, ses précieux conseils et sa disponibilité tout au long de cette
recherche. Je remercie également le Professeur Konstantinos Fytas de sa confiance et des
nombreux échanges amicaux qui m’ont toujours encouragé dans mes travaux. Merci aussi
au Professeur Richard Poulin d’avoir contribué à la finalisation de ma formation doctorale.
J’exprime aussi ma plus profonde reconnaissance à Luc M. Marsolais, O.S.M., de m’avoir
témoigné son amitié sincère, sa sagesse et ses conseils, et d’avoir été une source inépui-
sable de lumière qui m’a permis de conduire cet ouvrage à son terme malgré certains
moments de découragement.
Une pensée toute particulière va à celle que j’aime, qui porte la couleur et la fleur dans son
prénom, pour sa tendresse indicible et son soutien inconditionnel.
Je tiens enfin à remercier tous ceux qui, ici ou sous d’autres latitudes, m’ont exprimé leur
appui inconditionné et leurs encouragements soutenus, et qui ont contribué de différentes
manières à la réalisation de ce travail.
1
Introduction
Mise en contexte
À l’heure actuelle, la réalité minière semble se trouver dans une sorte de dichotomie. En
effet, s’il existe, d’une part, une nécessité de minéraux afin de satisfaire la demande des
pays industrialisés et des économies en émergence, d’autre part, l’épuisement des gise-
ments connus et les difficultés pour en trouver d’autres rendent moins favorable le
développement de nouveaux projets miniers. Dans un tel scénario, Jenning et Schodde
(2016) indiquent que la production additionnelle future qui devra remplacer celle des gise-
ments qui s’épuisent ne peut venir que de trois sources : des expansions et nouvelles
phases des opérations existantes ; de la mise en opération de projets connus, mais pas
encore développés ; ou de la découverte de nouveaux gisements. Les auteurs cités précé-
demment font également noter que, parmi ces trois sources, seulement la première peut
être considérée pour le court terme, et que cette option s’avère souvent être un succès.
Cette réalité explique non seulement l’intérêt, mais aussi le besoin d’effectuer de la re-
cherche dans le contexte des opérations minières des futures mines profondes, et ce, de la
part des tous les acteurs impliqués, à savoir l’industrie, les gouvernements et les centres de
formation et d’investigation. Pour le Québec, la situation comporte un avantage comparatif
majeur. La province présente effectivement un potentiel géologique d’envergure en grande
2
profondeur : la mine LaRonde (Mines Agnico Eagle), en ayant atteint les 3000 m de profon-
deur, figure parmi les exploitations les plus profondes au monde ; alors que deux mines en
opération, la mine Westwood (IAMGOLD Corporation) et la mine Éléonore (Goldcorp), ex-
ploitent des gisements dont les limites verticales n’ont pas encore été définies.
En ce qui concerne l’extraction des gisements souterrains au Québec et au Canada, ce sont
les méthodes les plus mécanisées qui remportent la tendance, parmi lesquelles celle par
chambres vides est la plus répandue (Planeta et Paraszczak, 2001 ; Udd, 2006). Cette mé-
thode d’exploitation par chambres vides nécessite, le plus souvent, l’application du forage
de longs trous. Cela lui permet d’avoir un haut rendement et un faible coût d’opération par
tonne de tout-venant, en rendant ainsi possible l’extraction de gisements à plus faibles te-
neurs dont l’exploitation par une méthode plus sélective ne serait pas économique en raison
de son coût opératoire plus élevé (Planeta et Paraszczak, 2001). Cependant, l’utilisation
d’une telle méthode rend également difficile le suivi adéquat des limites planifiées des chan-
tiers d’abattage ainsi qu’un contrôle efficace de leur stabilité (Planeta et Szymanski, 1997).
Cette situation peut entrainer des effets négatifs, dont une dilution et des pertes opération-
nelles de minerai élevées, beaucoup de travaux de développement et d’importants
investissements en capital (Planeta et al., 1998). Une étude abordant la conception des
chantiers exploités par cette méthode, réalisée par Suorineni (2010), supporte cette idée et
met en évidence les difficultés qui en découlent.
3
Par ailleurs, l’Institut canadien des mines, de la métallurgie et du pétrole (ICM) a commencé
en 2000 un processus de mise à jour des Normes de l’ICM sur les ressources et les réserves
minérales – Définitions et lignes directrices, afin d’harmoniser les définitions canadiennes à
celles des autres membres du CRIRSCO (Committee for Mineral Reserves International
Reporting Standards) (Bankes, 2015). De ce fait, la nouvelle norme NI 43-101 pour les
études de faisabilité stipule que « les réserves minérales comprennent les matériaux de
dilution et des provisions pour pertes subies lors de l’exploitation ou de l’extraction de la
substance » (ICM, 2014b). Il en résulte que, aujourd’hui, il est essentiel, depuis les pre-
mières étapes de conception d’un projet minier, de réaliser toutes les estimations
nécessaires afin de bien intégrer la dilution et les pertes opérationnelles dans les informa-
tions qui permettront l’évaluation des investissements requis, des coûts et des revenus
escomptés, et qui définiront enfin la rentabilité économique du projet.
Durant les dernières années, des améliorations dans le contrôle des limites des chantiers
d’abattage ont vu le jour. Plus particulièrement, l’utilisation accrue des systèmes d’arpen-
tage au laser a fourni des données permettant d’évaluer la performance technique de
plusieurs opérations souterraines, particulièrement pour celles exploitées par chambres
vides. Cependant, des efforts équivalents pour mettre à jour les critères qui définissent la
méthodologie d’évaluation de ladite performance semblent ne pas avoir accompagné cette
démarche. Or, dans une industrie qui se sert majoritairement de modèles empiriques, qui
évoluent au fur et à mesure que le développement technologique permet de repousser les
limites un peu plus loin, de telles mises à jour ne sont pas toujours évidentes. D’ailleurs,
4
bien que certaines publications aient traité de l’impact négatif de la dilution et des pertes
opérationnelles, les mécanismes qui définissent ces phénomènes demeurent complexes et,
malgré les efforts des ingénieurs, la plupart des mines continue à subir de la dilution et des
pertes opérationnelles (Jang, 2014). En conséquence, il existe très peu d’information dans
la littérature permettant de quantifier l’ampleur, l’impact et la façon de traiter la dilution et les
pertes opérationnelles et, surtout, de les intégrer dans une méthodologie cohérente, pra-
tique et applicable au niveau de l’opération minière.
C’est dans ce scénario que cette thèse s’encadre, faisant partie d’un projet d’envergure
intitulé « Mines profondes : défis d’exploitation et impacts sur la récupération minéralur-
gique », financé via le Programme de recherche en partenariat sur le développement
durable du secteur minier par le Fonds de recherche du Québec – Nature et technologies
(FRQNT), et réalisé en collaboration avec trois acteurs majeurs dans l’industrie minière qué-
bécoise, à savoir : Mines Agnico Eagle, Goldcorp et IAMGOLD Corporation. Étant donné
l’ampleur de ce projet — et dans le but de couvrir de la meilleure manière la plupart des
éléments impliqués —, une équipe d’investigation a été constituée en prévoyant la réalisa-
tion de différents travaux de recherche, dont trois mémoires de maîtrise et la présente thèse
de doctorat. Cette thèse s’occupe plus précisément d’une des problématiques du volet ex-
ploitation minière : la méthodologie d’évaluation de la performance technique des chantiers
d’abattage, avec une attention particulière sur l’impact des écarts opérationnels, les limita-
tions et voies d’optimisation découlant de la base de l’expérience opérationnelle de la mine
Éléonore.
5
L’un des caractères distinctifs de cette thèse résulte de l’envergure du projet dont elle s’en-
cadre. En effet, la plupart des approches existantes dans la littérature ont ciblé l’étude d’un
cas particulier dont l’objectif, plutôt que de viser l’amélioration des stratégies pour la con-
ception d’une mine, était de solutionner ou de répondre à des besoins spécifiques. Pour sa
part, la présente thèse prétend s’attaquer à la problématique d’une façon intégrale, d’abord
en analysant les éléments théoriques permettant de représenter ce qui se passe effective-
ment à l’intérieur d’un chantier d’abattage exploité par la méthode de chambres vides, puis
se penchant sur l’impact de la performance technique — en présentant des outils, à travers
une méthodologie robuste ayant comme base l’opération minière, pour l’évaluer correcte-
ment au niveau de la planification et de la réalisation —, dans l’optique de mieux
comprendre les effets et la nature des écarts opérationnels. Ensuite, cette thèse comprend
l’élaboration d’une base de données extensive afin d’évaluer, d’analyser et d’identifier des
tendances particulières et générales. De ce fait, ces travaux cherchent à améliorer les pro-
jets miniers déjà en opération en leur proportionnant des stratégies pour faire face à ces
défis du point de vue de la planification, dans le but ultime de constituer une base solide
— la méthodologie d’évaluation proposée — qui orientera les nouveaux projets miniers al-
lant en profondeur afin que la précision future de ces opérations ainsi que des futures études
de faisabilité se voient substantiellement améliorées.
Ainsi, dans l’optique de répondre à l’une des problématiques à laquelle les futures mines
profondes au Québec devront faire face, cette thèse, premièrement, apporte un outil pra-
tique pour l’industrie, sous forme de méthodologie d’évaluation améliorée, nécessaire pour
6
la réflexion, du point de vue de l’ingénierie, sur les limitations et les possibles erreurs d’in-
terprétation du calcul de la performance technique des chantiers d’abattage, en analysant
les éléments qui la composent et en mettant à jour les définitions pour qu’elles répondent
mieux au grand éventail de possibilités durant l’opération. Deuxièmement, en comparant les
méthodologies d’évaluation — avec ou sans les améliorations proposées — cette thèse dé-
montre les avantages d’appliquer les améliorations élaborées pour mieux quantifier et
qualifier l’influence de la dilution et des pertes opérationnelles de minerai sur la performance
technique des chantiers d’abattage — notamment leur impact majeur sur quelques para-
mètres économiques —, tout en mettant en relief l’importance de la teneur du tout-venant
dans la prépondérance d’un facteur sur l’autre. Enfin, à travers une étude de cas d’applica-
tion aux chantiers réels d’un site minier en opération, cette thèse vise à mettre en évidence
l’intérêt de l’utilisation de la méthodologie d’évaluation proposée pour représenter, de ma-
nière précise et adaptée aux gisements irréguliers, la performance technique des chantiers
d’abattage à l’aide des paramètres et facteurs qu’elle propose — tout en démontrant com-
ment ladite performance technique risquerait de se voir mal interprétée sans l’introduction
des améliorations développées.
Problématique
Le minage à grande profondeur
Le concept de minage dit « à grande profondeur » est relatif, change et a changé continuel-
lement durant le temps, principalement grâce au développement de nouvelles
7
technologies — ces dernières ayant facilité et permis la continuation rentable des opéra-
tions, auparavant impossible. Ainsi, s’il y a cent ans une mine était considérée comme
profonde lorsqu’elle dépassait les 500 m, aujourd’hui le creusage de puits en continu de
plus de 3000 m est faisable (Udd, 2006). Par ailleurs, les conditions propres à chaque pays
ou domaine minier doivent être tenues en compte, car celles-ci peuvent jouer un rôle en ce
qui a trait au concept de minage à grande profondeur. De ce fait, il n’y a pas de consensus
mondial pour catégoriser, au niveau de l’industrie minière, sur l’existence d’une profondeur
donnée à partir de laquelle une mine doit être considérée comme profonde — les classifi-
cations existantes varient d’un pays ou région minière à une autre. D’ailleurs, des objectifs
d’investigation particuliers peuvent faire différer la définition d’une telle classification — per-
formance d’un nouvel équipement, comportement du massif rocheux, etc.
Plusieurs problématiques ont été identifiées et analysées en considérant le cas du minage
en profondeur. Cependant, celles-ci concernent surtout le contrôle du terrain, la géoméca-
nique et la géodynamique, notamment l’effet des contraintes sur le massif rocheux, la
séismicité induite et le support de terrain (CANMET, 2006). En effet, Brown (2012) a réper-
torié les principales contraintes présentes dans la littérature, entre autres : les limites de la
zone minéralisée peuvent êtres inconnues ou imprécises ; les paramètres inhérents à l’en-
semble de failles, tels que l’orientation, l’espacement ou la persistance, peuvent changer ;
les valeurs et la distribution des propriétés élastiques des composants du massif rocheux
peuvent changer ; l’application des systèmes de classification du massif rocheux peut ne
plus être valide ; l’estimation des contraintes in-situ et de l’anisotropie du massif peut varier ;
8
la séismicité naturelle et celle induite par les excavations minières peuvent être inconnues
ou imprécises. Les problématiques liées au gradient géothermique ainsi qu’aux effets baro-
métriques ont aussi été abordées par différents auteurs (Donoghue et Bates, 2000 ; Franz
et Schutte, 2005 ; Payne et Mitra, 2008).
À l’heure actuelle, d’autres problématiques, liées plutôt aux opérations minières et aux pra-
tiques utilisées lors du processus d’évaluation de la performance des chantiers et de la
réconciliation minière, au niveau de la planification et de la géologie, demeurent peu étu-
diées. Ce sont ces problématiques qui seront abordées la présente thèse de doctorat :
celles-ci occasionnent des entraves pouvant se traduire par des écarts importants entre les
études de faisabilité originales, la planification au niveau de l’opération et la réalisation et,
de ce fait, par des performances techniques des chantiers d’abattage qui peuvent être amé-
liorées. Les mines visant l’exploitation en grande profondeur devront également faire face
auxdites problématiques. Ainsi, une révision exhaustive au niveau de l’évaluation de leur
performance, laquelle doit présenter la situation actuelle et mettre en évidence les difficultés
rencontrées s’impose, bien que les méthodes et les séquences d’exploitation traditionnelles
s’avèrent toujours applicables.
La conception et la performance technique des chantiers d’abattage
La conception d’une mine souterraine est un processus complexe qui doit tenir compte de
plusieurs aspects, souvent basés sur des hypothèses, afin d’estimer la possible rentabilité
du projet et prendre ainsi la décision la plus propice en ce qui concerne sa continuation.
9
Pour ce faire, l’évaluation d’un projet minier est souvent divisée en étapes, lesquelles com-
portent des marges d’erreur et des niveaux de précision acceptables visant l’analyse
économique (Planeta et Szymanski, 2010). Les études de faisabilité se trouvent tout au
début de ces étapes, où un nombre important de paramètres doit être estimé sur la base de
suppositions justifiées.
L’un des aspects cruciaux dans toute étude de faisabilité pour un projet minier souterrain
est la sélection de la méthode d’exploitation à utiliser. Cette sélection repose principalement
sur les conditions géométriques et géomécaniques du gisement ainsi que sur celles du mas-
sif environnant. Communément, en vertu de la variabilité des conditions citées ci-avant, il
se peut que plusieurs méthodes d’exploitation soient choisies et que l’application de l’une
ou de l’autre dépende de la zone particulière d’exploitation. Cependant, l’éventail de mé-
thodes semble ne pas offrir trop de possibilités actuellement. En effet, à partir des années
1980, la plupart des mines canadiennes sont passées des méthodes d’exploitation haute-
ment sélectives, dont le coût d’opération était élevé, à des méthodes en vrac qui favorisent
un faible coût par tonne de tout-venant (Udd, 2006). Parmi ces dernières, c’est sans aucune
contestation la méthode par chambres vides qui est à la tête de cette conversion, car son
application permet d’offrir un grand tonnage et une productivité élevée, un faible coût d’opé-
ration par tonne de tout-venant extrait et des conditions de travail moins à risque pour les
employés.
10
Or, dans une industrie comme la minière, qui repose sur la base de l’expérience et des
modèles rétrospectifs, l’exploitation de mines de plus en plus profondes avec une telle mé-
thode — de par le fait que son utilisation rend plus difficile le contrôle des limites planifiées
des chantiers d’abattage — créerait davantage des conditions pour avoir des pertes et de
la dilution opérationnelles du minerai importantes.
Dans un tel scénario, des écarts majeurs entre la planification et la réalisation minière sont
à prévoir si cette planification n’introduit pas les outils nécessaires pour comprendre et re-
présenter ce qui se passe véritablement à l’intérieur des chantiers d’abattage. Il ne faut pas
non plus négliger l’influence que la profondeur pourrait avoir sur des paramètres clefs affec-
tant directement la performance technique des chantiers, comme la dilution et les pertes de
minerai. De surcroît, les méthodes empiriques de design des chantiers — qui sont suppo-
sées fournir une première estimation à propos de ces paramètres —, quoique validées lors
de leur développement, ont maintenant atteint leurs limites et nécessitent des améliorations
afin de répondre aux besoins contemporains de l’industrie (Suorineni, 2014).
Deux cas se distinguent à l’heure de concevoir le développement et la postérieure exploita-
tion d’une mine souterraine profonde. Soit il s’agit d’une mine dont la partie exploitable du
gisement débute à une grande profondeur, ce qui implique un investissement majeur pour
la réalisation des travaux de développement dans le stérile, où aucun revenu monétaire
n’est possible ; soit il s’agit d’une mine dont le gisement permet l’exploitation économique
d’une partie supérieure, communément une mine déjà en opération ou une toute première
11
phase, pendant laquelle la découverte et l’identification de nouvelles ressources et réserves
minérales permettent par la suite l’expansion de la mine ou le développement d’une nouvelle
étape d’exploitation en profondeur. Si, au Québec, la mine LaRonde (Mines Agnico Eagle)
est un clair exemple de cette dernière situation, les mines Éléonore (Goldcorp) et Westwood
(IAMGOLD Corporation), pour leur part, identifient dans leurs études de faisabilité l’intérêt
d’analyser la possibilité d’exploiter de façon économique des niveaux en grande profondeur
(Simard et Brisebois, 2013 ; Joncas, 2013).
Par ailleurs, le temps moyen entre la découverte d’un gisement et la mise en production,
d’environ 7 ans, ainsi qu’une moyenne de 5 ans pour produire une étude de faisabilité po-
sitive (IAMGOLD, 2009), justifie la nécessité de minimiser le risque autant que possible vis-
à-vis des scénarios changeants, et ce, surtout pour le premier cas. En contrepartie, le deu-
xième cas oblige la mine à adapter l’exploitation en profondeur aux équipements, aux
ouvertures et aux installations sur place chaque fois que possible afin de mettre à profit des
investissements déjà faits. Il est donc impératif d’analyser, de manière compréhensive, les
paramètres propres à la méthodologie d’évaluation de la performance technique qui sont
liés aux sources d’incertitude intervenant dans la conception des chantiers d’abattage d’une
mine profonde. Une telle analyse doit permettre non seulement de classifier lesdits para-
mètres en tenant compte de leur répercussion dans quelques aspects économiques
importants du projet, mais aussi d’établir une base qui pourra servir d’orientation pour amé-
liorer les études de préfaisabilité et de faisabilité pour les futures mines profondes à partir
de l’expérience et des défis de l’opération minière. Dans cette même optique, une retro
12
analyse des rapports d’ingénierie, ainsi que l’obtention des données techniques permettant
d’évaluer l’évolution de l’exploitation minière et sa performance selon la méthode choisie,
s’avère nécessaire pour identifier les relations propres aux conditions des mines québé-
coises afin de diminuer les différences éventuelles entre les étapes de faisabilité, de
planification et d’exploitation.
Définition et portée de l’étude
Ce projet de recherche s’intègre dans une étude qui aborde les défis de l’exploitation des
futures mines profondes et de la récupération minéralurgique. Cette thèse se limite spécifi-
quement au volet de l’exploitation minière. Plus précisément, elle vise à mettre en évidence
les limitations qui affectent l’évaluation de la performance technique des chantiers d’abat-
tage et, à partir de celles-ci, à l’optimiser en proposant des améliorations substantielles
concernant la méthodologie d’évaluation, tout en mettant l’accent sur l’impact des écarts
rencontrés au niveau de l’opération.
Pour ce faire, l’évaluation sera faite à partir de l’étude de cas d’une mine québécoise. Des
conditions propres du gisement (pendage, puissance, géométrie, etc.) et des indicateurs
clefs de performance technique seront obtenus grâce aux paramètres mesurés et/ou fournis
au niveau de l’exploitation et aux paramètres calculés. Les paramètres, facteurs et mé-
thodes de calcul résultants doivent permettre de tenir compte de toute la réalité du chantier,
dont la quantification de la dilution et des pertes opérationnelles de minerai de manière
précise et, surtout, adaptée aux besoins de l’opération. L’optimisation de la méthodologie
13
d’évaluation de la performance technique sera, conséquemment, réalisée en développant
un modèle intégral de la réalité des chantiers d’abattage tout en se servant de l’introduction
de facteurs et de paramètres appropriés pour évaluer la répercussion sur certains para-
mètres économiques primordiaux — tels le coût unitaire d’opération et la valeur actualisée
des profits — afin de mettre en évidence leur impact.
Ainsi, puisqu’il vise à améliorer les outils pour estimer et évaluer la performance technique
des chantiers d’abattage exploités par chambres vides, l’importance de ce projet de re-
cherche est de nature économique. Par ailleurs, le projet trouve sa pertinence dans un
scénario où plusieurs mines en exploitation ont trouvé que l’extension de leurs gisements
continue en profondeur. De ce fait, l’expansion ou encore le développement des nouvelles
phases dans ces mines exigent donc une correcte utilisation de l’information provenant de
la performance technique des chantiers d’abattage ainsi que d’une méthodologie robuste
d’évaluation afin de faire face aux défis de conception des chantiers, de maximiser la ren-
tabilité des opérations et de servir de guide pour rapprocher les futures études de faisabilité
de la réalité des opérations minières.
Enfin, comme mentionné précédemment, cette thèse aborde uniquement les probléma-
tiques liées à l’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage du point de
vue des opérations minières (planification et réconciliation ingénierie-géologie). Elle n’ap-
proche aucunement les problématiques liées à la mécanique des roches, bien que certaines
références doivent être faites sporadiquement aux fins de la mise en contexte. En ce sens,
14
il convient de souligner que la méthodologie proposée ne cherche pas non plus à prédire ni
la dilution, ni les pertes opérationnelles de minerai, mais plutôt à les catégoriser de manière
plus précise, conformément à ce que les nouvelles technologies permettent, afin d’éviter le
risque de mal interpréter la performance technique des chantiers.
Objectifs
Objectif général
L’objectif général de ce projet doctoral vise à optimiser la méthodologie d’évaluation des
aspects influençant la performance technique des chantiers d’abattage, leur conception et
l’impact de cette évaluation sur quelques paramètres économiques de l’opération et, de par
ce fait, à proposer des voies d’amélioration à partir de l’étude de cas d’une mine québécoise.
Objectifs spécifiques
Les objectifs spécifiques du projet doctoral sont :
i) Évaluer les éléments qui définissent la méthodologie d’évaluation actuelle de la per-
formance technique des chantiers d’abattage, en identifier les lacunes et répertorier
les principales limitations trouvées au niveau de l’opération minière ;
15
ii) Élaborer des corrections et définir les paramètres et facteurs nécessaires afin de
développer une méthodologie d’évaluation améliorée dans le but de mieux catégo-
riser la performance technique des chantiers d’abattage tout en diminuant le risque
de mal interprétation de celle-ci ;
iii) Faire ressortir, à partir d’une étude de cas, les avantages d’application de la métho-
dologie d’évaluation améliorée en démontrant les répercussions économiques
potentielles liées à une mauvaise interprétation de la performance technique des
chantiers d’abattage ;
iv) Développer une banque d’information actualisée sur la performance technique des
chantiers ;
v) Analyser, en respectant les limitations rencontrées dans une mine en début d’opé-
ration, le rôle de la profondeur sur les tendances et impacts précédemment
mentionnés à partir des données recueillies.
Méthodologie
La méthodologie utilisée au cours de cette thèse s’encadre dans la méthodologie du projet
de recherche auquel elle appartient, de façon spécifique au volet concernant les aspects de
l’exploitation du minerai. Deux grandes étapes se sont distinguées :
16
i) L’analyse théorique et l’optimisation dans les critères et modèles de la méthodo-
logie d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage
exploités par la méthode de chambres vides suite à une revue détaillée de la
littérature ;
ii) L’élaboration d’une base de données et l’application de ladite méthodologie
d’évaluation de la performance technique des chantiers dans le contexte de
l’étude de cas d’une mine québécoise afin de démontrer ses avantages. Cette
dernière étape s’est sous-divisée en trois autres, à savoir : la collecte, vérification
et validation de l’information ; l’analyse des données recueillies et ; les discus-
sions des résultats suite aux améliorations observées.
De façon parallèle, les données pratiques et réelles, telles qu’observées sur le terrain lors
de l’exploitation, ont été récupérées pour le site minier à l’étude. Ces données ont compris
particulièrement les méthodes et séquences de minage, les dimensions des chantiers, la
dilution et les pertes opérationnelles ainsi que leurs sources identifiées.
Finalement, l’analyse comparative de l’information visait à cibler les écarts entre les para-
mètres utilisés pour la conception et la planification minières et ceux observés. Cette étape
a principalement porté sur les aspects abordés durant l’étape précédente, mettant en relief
l’impact technique et économique de la dilution et des pertes opérationnelles dans la per-
formance technique des chantiers d’abattage pour la méthode d’exploitation en usage. Pour
y arriver, les définitions, les méthodes de calculs et la méthodologie générale ont été revues
17
de manière exhaustive afin de les améliorer pour qu’elles répondent aux différents scénarios
possibles, de proposer des facteurs adéquats ainsi que des équations de correction pour
bien quantifier l’impact des écarts opérationnels au niveau de la réalisation par rapport à la
planification.
L’évaluation de tels scénarios, considérant la répercussion de la performance technique sur
les paramètres économiques, implique nécessairement d’aborder les coûts, puisque la ren-
tabilité d’un projet est une question financière. Compte tenu de la nature sensible de ces
informations, seuls les détails techniques reliés aux mines participantes ont été recueillis.
Cela n’empêche pas pour autant de les décrire et de les paramétrer afin de comprendre leur
variation avec l’étude et, aussi, pour des fins des simulations où les valeurs peuvent être
changées dès qu’une entreprise désirerait évaluer une situation particulière.
Ainsi, les informations suivantes ont été spécifiquement collectées pour l’ensemble du pro-
jet, lorsque disponibles :
i) Informations géologiques : minéralogie, géométrie du gisement (puissance, exten-
sion, pendage), ressources et réserves minérales par catégorie et les classifications
utilisées ;
ii) Informations géotechniques : état des contraintes naturelles, classifications géotech-
niques des zones minéralisées et les méthodologies utilisées (RQD, RMR, Q, par
exemple) ;
18
iii) Méthodes et séquences de minage ;
iv) Planification des chantiers : volume, tonnage, teneur, forage, sautage, remblai, dilu-
tion planifiée et pertes planifiées de minerai, etc. ;
v) Informations sur les chantiers extraits : volume et tonnage réels, teneur, sources
identifiées de dilution et pertes, etc.
Par la suite, ce fut l’étape du traitement de l’information. Cette étape a permis non seulement
de classifier les données collectées, mais aussi de les interpréter statistiquement, d’en ob-
tenir les relations qui ont rendu possible l’accomplissement des objectifs. Pour cette raison,
il fut important, avant même d’entamer les analyses pertinentes, de bien cerner et d’identifier
les variables — ces dernières ont notamment permis le regroupement des situations pour
les conditions semblables et font ainsi ressortir les changements qui se sont produits au
niveau de la performance technique. Toutes les données faisant partie des informations
mentionnées antérieurement qui ne sont pas identifiées spécifiquement comme des va-
riables en tant que telles, sont néanmoins nécessaires pour la compréhension et la
classification adéquate et pour l’interprétation de la réalité selon le contexte minier. En ce
sens, le maximum d’informations possibles qui pourrait être utile a été recueilli afin de s’as-
surer de bien représenter le cas d’étude.
19
Structure de la thèse
Cette thèse s’organise en six parties. Cette première partie, introductoire, comprend la mise
en contexte de l’étude, énonce la problématique, décrit le projet de recherche et discute
autour des objectifs et de la pertinence de ce travail. Elle présente également la méthodo-
logie utilisée, l’information collectée et établit la portée de l’étude.
Le premier chapitre présente une revue critique de la littérature et permet, en même temps,
de clarifier les définitions sur lesquelles se centre l’étude de cette thèse. Ainsi, dans un
premier temps, il comprend la définition de la méthode d’exploitation par chambres vides
dans ses variantes longitudinale et transversale, ainsi que l’introduction de la norme NI 43-
101 et ses implications. Par la suite, le chapitre analyse la méthodologie actuelle d’évalua-
tion de la performance technique des chantiers d’abattage ainsi que leur évaluation
économique, en faisant le point sur les éléments, les définitions et les méthodes de calcul
utilisés. Il se termine par une identification détaillée des lacunes en ce qui concerne la mé-
thodologie actuelle d’évaluation performance technique des chantiers d’abattage et met en
évidence ses limitations, notamment par rapport à l’utilisation de la dilution et des pertes de
minerai comme les seuls paramètres pour la définir.
Ensuite, le deuxième chapitre présente les améliorations faites à la méthodologie d’évalua-
tion de la performance technique des chantiers d’abattage. Plus particulièrement, il introduit
de nouvelles définitions qui, en contemplant tous les scénarios possibles de se produire lors
20
de l’exploitation d’un chantier d’abattage, facilitent une adéquate évaluation de leur perfor-
mance technique, tout en présentant plusieurs facteurs d’intérêt pour mieux la représenter
à travers l’introduction d’une méthodologie d’évaluation substantiellement optimisée et ro-
buste.
En reprenant les définitions et facteurs qui conforment le modèle de base de la méthodolo-
gie introduite dans le chapitre précédent, le troisième chapitre se focalise dans les
implications économiques de la méthodologie améliorée d’évaluation de la performance
technique des chantiers d’abattage. Notamment, il développe la quantification de l’impact
que les paramètres de performance technique des chantiers d’abattage ont sur quelques
aspects économiques du projet minier, notamment le coût unitaire d’opération et la valeur
actualisée des profits. Ce chapitre vise aussi à mettre en évidence le rôle de la teneur sur
la prédominance et les répercussions d’un facteur ou l’autre pour les mêmes résultats de
performance technique. Enfin, des équations de correction sont développées, permettant
de ce fait aux opérations de rectifier leurs estimations en fonction des écarts opérationnels
rencontrés.
Le quatrième chapitre se consacre à l’élaboration d’une base de données extensive per-
mettant de démontrer les avantages de l’application de la méthodologie d’évaluation de la
performance technique proposée à travers l’étude de cas d’une mine collaborant dans ce
projet. Il cherche également à évaluer les résultats de performance technique d’une mine
21
en opération dans le but de repérer les premières tendances. Dans cette optique, des ana-
lyses statistiques multifactorielles seront effectuées afin de repérer, en tenant compte des
limitations propres aux données provenant une mine en début d’exploitation, les variables
significatives qui semblent jouer un rôle dans la performance technique des chantiers
d’abattage.
Enfin, la dernière section souligne la contribution, synthétise les conclusions, regroupe les
recommandations et oriente vers les perspectives de recherche résultant de cette thèse.
22
Chapitre 1
Revue critique de la littérature
1.1 Introduction
L’utilisation des concepts de performance technique des chantiers d’abattage ainsi que ceux
de dilution et pertes de minerai peut porter à confusion. En effet, bien qu’il existe toujours
une notion intuitive de ce que ces concepts impliquent, il se peut que — et c’est d’ailleurs le
cas le plus courant —, dans la pratique, leur signification varie entre plusieurs définitions,
méthodes de calcul et terminologies possibles, d’autant plus qu’il n’y a pas de standard dans
la matière. Les interprétations erronées qui pourraient en découler ainsi que quelques la-
cunes détectées au niveau de la littérature en ce qui se rapporte aux possibilités
considérées au sein du chantier d’abattage, exigent donc des précisions au niveau de la
méthodologie d’évaluation appliquée afin d’offrir une évaluation de la performance tech-
nique qui utilise un langage commun aux différents niveaux miniers — études de faisabilité,
planification et réalisation. À cet égard, il faut mentionner que l’introduction des Normes de
définitions de l’Institut canadien des mines, de la métallurgie et du pétrole (ICM), élaborées
à partir de l’année 2000 et mises en application depuis 2005 (ICM, 2010), a fait changer
considérablement l’optique sous laquelle deux concepts clefs pour la représentation de la
performance technique, la dilution et les pertes de minerai, doivent être pris en compte au
23
niveau des études de faisabilité, d’où lesdits concepts ont gagné de plus en plus en impor-
tance.
Également, au moment de parler de performance technique des chantiers d’abattage, de
dilution et de pertes de minerai, il faut nécessairement faire référence à une méthode d’ex-
ploitation pour que les résultats soient comparables entre eux. Certainement, le choix d’une
méthode d’exploitation dépend des contraintes et des limitations imposées par les caracté-
ristiques du gisement, par les conditions des épontes, ou encore par les règlements en
vigueur. De plus, chaque méthode d’exploitation comporte d’importantes caractéristiques
qui lui sont propres, dont les dimensions des ouvertures, la sélectivité d’extraction et le con-
trôle de la dilution et des pertes de minerai, comme le montre le Tableau 1.1 (Planeta et al.,
2013).
Tableau 1.1 Caractéristiques des ouvertures, de sélectivité d’extraction et de contrôle de
la dilution et des pertes pour quelques méthodes d’exploitation (Planeta et al., 2013)
24
Or, bien que ces paramètres soient a priori estimés et, par conséquent, inclus dans la con-
ception de la mine au niveau de l’étude de faisabilité, de nombreuses études dans la
littérature montrent qu’il y a des écarts importants entre les plans établis et la réalité des
opérations minières. Cette situation est d’une importance critique parce que de tels écarts
peuvent non seulement augmenter directement les coûts d’opération et d’opportunité qui
impactent l’économie globale de la mine (Jang, 2014), mais ils menacent également le dé-
roulement de l’extraction selon la séquence de minage prévue — l’un des facteurs qui
assure la stabilité globale de la mine.
Il est ainsi essentiel de bien comprendre, outre la manière d’évaluer la performance tech-
nique et économique des chantiers d’abattage, les origines et les sources de ces écarts
opérationnels afin d’en établir des définitions claires, ce qui permettra de les gérer de ma-
nière effective et appropriée. Dans ce sens, il va de soi que ce sont ces mêmes définitions
et conditions qui font en sorte que la conception des chantiers d’abattage et les critères pour
évaluer leur performance technique réalisée par rapport à celle planifiée varient d’une mé-
thode à l’autre. La base de cette évaluation qualitative — performance technique
« acceptable » ou « non-acceptable » — s’appuie normalement dans le registre statistique,
que ce soit de l’opération en question ou bien de l’historique d’autres mines utilisant la même
méthode d’exploitation dans des conditions géologiques et opérationnelles semblables.
Finalement, ce chapitre cherche à mettre en relief les limitations rencontrées, au niveau de
l’opération minière, à l’heure d’évaluer la performance technique des chantiers d’abattage
25
sur la base des définitions qui se voient, aujourd’hui, limitées par rapport à toute l’information
dont les équipes de géologie et d’ingénierie disposent. En effet, l’exploitation de gisements
de plus en plus complexes, visant des horizons en grande profondeur avec des zones mi-
néralisées très irrégulières et composées de lentilles disséminées ou de veinules
éparpillées, comme le présentent deux mines collaborant dans ce projet (Goldcorp, 2014 ;
IAMGOLD, 2012), fait preuve de la nécessité d’étudier les possibilités couvertes par les
définitions courantes qui s’appliquent aux concepts de dilution et de pertes de minerai, tout
autant que les limitations à l’évaluation de la performance technique des chantiers d’abat-
tage qui peuvent en découler. Les lacunes qui seront identifiées tout au long de ce chapitre,
en ce qui a trait à l’utilisation et aux possibles confusions engendrées par l’emploi de diffé-
rentes méthodologies de calcul de la dilution opérationnelle, supportent tout à fait cette
démarche. De ce fait, la dernière partie de ce chapitre démontre à quel point lesdites limita-
tions justifient l’élaboration d’une méthodologie d’évaluation améliorée de la performance
technique des chantiers d’abattage, dont l’application se verrait renforcée si son utilisation
permet de comparer adéquatement et avec les mêmes éléments entre les différents niveaux
miniers — faisabilité, planification, opération.
1.2 Méthode d’exploitation et séquences de minage
La méthode d’exploitation par chambres vides, telle que décrite et mentionnée dans le cha-
pitre précédent, est l’une des plus répandues au Québec et au Canada : plus de 60% du
minerai extrait par les mines souterraines canadiennes est exploité à l’aide d’une telle mé-
thode (Planeta et Paraszczak, 2001), et correspond à celle qui est utilisée par les mines qui
26
ont collaboré dans ce projet (Goldcorp, 2014 ; IAMGOLD Corporation, 2012 ; Paré et Tur-
cotte, 2013). En effet, aujourd'hui, l'industrie minière s'efforce de maximiser la production
tout en minimisant le coût mais avec la plus grande sécurité possible. En conséquence, de
plus en plus d'entreprises adoptent des méthodes d'exploitation minière souterraine en vrac
et sans entrée, comme la méthode d’exploitation par chambres vides, qui peuvent être faci-
lement mécanisées et automatisées (Szymanski et al., 2008).
Dans cette méthode, le gisement est divisé en chantiers de différentes dimensions, appelés
« chambres », qui restent vides pendant l’extraction du matériel lors de l’étape de soutirage.
L’exploitation est effectuée par l’abattage progressif de plusieurs tranches successives de
minerai (Planeta, 2011). Selon le même auteur, de nombreuses classifications de la mé-
thode existent en fonction de différents critères, mais l’une des plus utilisées est celle qui
fait référence à la direction de la progression dudit abattage par rapport à la direction du
gisement. Ainsi, lorsque la progression de l’abattage suit la direction du gisement, on est en
présence des chantiers dits « longitudinaux », tandis que si la direction d’abattage est per-
pendiculaire à la direction du gisement, on dit alors que les chantiers sont « transversaux ».
La Figure 1.1 illustre ces deux variantes.
Il est à noter qu’il n’existe pas de puissance critique au-delà de laquelle les chantiers ne
peuvent plus être exploités longitudinalement : celle-ci varie d’une mine à l’autre, notam-
ment en fonction de la taille des équipements disponibles — ce qui détermine la dimension
des ouvertures minimales à excaver — et de la production journalière requise — ce qui régit
27
le nombre de chantiers devant être exploités simultanément. Les deux autres dimensions
concernant le chantier d’abattage, soit la longueur et la hauteur, dépendent principalement
de la forme géométrique du gisement et de la qualité du massif rocheux au niveau des
épontes et du minerai (Planeta, 2011).
CHANTIER EN FORAGE
CHANTIER EN SOUTIRAGE
CHANTIER REMBLAYÉ
28
Figure 1.1 Vues longitudinale et transversale verticale des chantiers transversaux (en
haut) et des chantiers longitudinaux (en bas) — exploitation par chambres vides
Il convient de remarquer, suite à l’observation de la Figure 1.1, que les travaux de dévelop-
pement dans le stérile sont beaucoup plus importants dans les chantiers extraits
transversalement que pour ceux extraits longitudinalement. Un autre aspect crucial dans le
cas d’un gisement exploité par chambres vides, dépendant de la variante de la méthode,
est la séquence de minage, laquelle détermine la flexibilité de la mine en ce qui concerne le
nombre de chantiers pouvant être exploités en même temps (Figure 1.2 et Figure 1.3).
En effet, lorsque les chantiers sont exploités transversalement, un premier chantier « 1 »,
dit primaire, est exploité pour débuter la séquence, puis remblayé et curé. Ensuite, un deu-
xième chantier « 2 », primaire lui aussi, situé dans le niveau supérieur du chantier « 1 » et
CHANTIER EN FORAGE
CHANTIER EN SOUTIRAGE
CHANTIER REMBLAYÉ
29
sur ce dernier, est exploité à son tour, puis remblayé et curé. À continuation, deux chantiers
primaires « 3 » peuvent être exploités en parallèle, séparés par un pilier (chantier secon-
daire) du premier chantier exploité. On remarque que la séquence prend la forme d’une
pyramide ascendante et continue avec l’exploitation des chantiers « 4 », « 5 » et « 6 », tous
primaires. Par la suite, afin de respecter la pyramide, des chantiers se trouvant entre deux
chantiers remblayés, dits secondaires, sont exploités à leur tour (chantiers « 7 », « 12 » et
« 13 ») (se référer à la Figure 1.2 ci-après). Lorsque les chantiers sont exploités longitudi-
nalement, un premier chantier « 1 » est exploité pour débuter la séquence, puis remblayé
et curé. Ensuite, un deuxième chantier « 2 », adjacent du chantier « 1 », est exploité à son
tour, puis remblayé et curé. À continuation, un nouveau chantier « 3 » peut être exploité. On
remarque que la séquence prend la forme d’un triangle ascendant et continue avec l’exploi-
tation des chantiers « 4 », « 5 » et « 6 », chacun d’entre eux devant être exploité séparément
(se référer à la Figure 1.3 ci-après).
30
Figure 1.2 Séquence de minage pour les chantiers extraits transversalement avec la mé-
thode d’exploitation par chambres vides (chantiers exploités numérotés en bleu ; chantiers
remblayés et curés, sans numéro et en marron)
13 13
1212
8
9
10
11 11
10
93
1
6
2
3
5 5
6
7 7
4
31
Figure 1.3 Séquence de minage pour les chantiers extraits longitudinalement avec la mé-
thode d’exploitation par chambres vides (chantiers exploités numérotés en bleu ; chantiers
remblayés et curés, sans numéro et en marron)
La réalité que décrivent les Figures 1.2 et 1.3 montre que c’est la variante longitudinale de
la méthode qui offre le moins de flexibilité. En effet, l’exploitation d’un chantier requiert que
celui ayant été extrait antérieurement soit complétement remblayé et curé. Ce processus de
4
3
2
6
5
7
8
9
10
1
32
remblayage a pour but d’accroître la stabilité, à savoir permettre une redistribution des con-
traintes induites suite à l’ouverture d’une excavation souterraine. Pour cette raison, une
mine exploitée avec des chantiers longitudinaux cherchera normalement à diviser le gise-
ment en plusieurs unités d’exploitation afin d’avoir de nombreux fronts de travail. Il en
découle que la séquence est un paramètre critique que les mines doivent respecter, non
seulement parce que la production en dépend, mais aussi parce qu’elle assure une opéra-
tion sécuritaire.
Or, une mauvaise estimation des pertes et de la dilution opérationnelles de minerai vient
menacer le bon déroulement du séquençage prévu. En effet, les pertes opérationnelles de
minerai diminuent le tonnage de matériel à soutirer du chantier, ce qui oblige à en préparer
d’autres pour répondre aux besoins d’alimentation de l’usine de traitement. La dilution opé-
rationnelle, quant à elle, augmente le tonnage à soutirer du chantier, ce qui oblige à le
maintenir ouvert pour une période de temps plus longue, en augmentant la durée de vie de
la mine sans aucune valeur supplémentaire ajoutée.
Le Tableau 1.2 ci-après présente un résumé des caractéristiques de la méthode de minage
et des dimensions des chantiers des trois mines qui collaborent dans le projet.
33
Tableau 1.2 Caractéristiques des chantiers selon les variantes de la méthode d’exploita-
tion par chambres vides utilisées par les mines à l’étude
Peu importe la variante de la méthode choisie, dès lors que ses caractéristiques ont été
déterminées, son application, au niveau des chantiers, devient cyclique — les opérations
unitaires sont facilement automatisables, dans le sens où la plupart des tâches techniques
peuvent être exécutées totalement ou partiellement par de machines, évitant une interven-
tion directe des travailleurs dans les lieux à risque potentiel.
Tout d’abord, le chantier devant être accessible aux niveaux supérieur et inférieur, les tra-
vaux de développement sont donc la première étape du cycle. Ensuite, le forage,
normalement de type longs-trous, commence la préparation du chantier pour le sautage
selon un patron défini au préalable. Cette étape comprend également la réalisation d’une
cheminée d’ouverture qui servira de face libre pour assurer le bon déroulement du sau-
tage — cette opération est communément divisée en deux phases ou plus, afin de créer
l’espace suffisant pour abriter le minerai qui, une fois détaché du massif rocheux, se foison-
nera et augmentera son volume.
Mine Méthode de minageHauteur des
chantiers (m)
Longueur des
chantiers (m)
Largeur des
chantiers
(puissance) (m)
Goldcorp
Éléonore
Méthode hybride entre chantiers londitudinaux et
chantiers transversaux selon la géométrie du
gisement. Chantiers longitudinaux principalement.
30 m Max. 25 m
2 - 7 m
(longitudinal)
7 - 25 m
(transversal)
Iamgold Corporation
Westwood
Méthode hybride entre chantiers longitudinaux et
chantiers transversaux selon la géométrie du
gisement.
20 m 15 - 20 m
2 - 6 m
(longitudinal)
6 - 10 m
(transversal)
Mines Agnico Eagle
LaRonde
Méthode hybride entre chantiers longitudinaux et
chantiers transversaux selon la géométrie du
gisement. Chantiers transversaux principalement.
30 - 40 m 13,5 - 16,5 m Max. 15 m
34
Aussi, ce séquencement du sautage a pour but de suivre au plus près possible les contours
planifiés du chantier et, de ce fait, de minimiser les bris hors-profil qui pourraient se trouver
à l’origine d’effondrements et d’instabilités. Suite au sautage, à la ventilation de la zone et
au contrôle de terrain assurant la sécurité des lieux, l’étape de soutirage se met en marche.
Étant donné l’éventualité de chutes de roche dans les chantiers ouverts, leur accès est in-
terdit au personnel et l’opération de soutirage se fait par l’intermédiaire des chargeuses-
navettes télécommandées. Dès que le soutirage est terminé, le chantier est officiellement
fermé et, après la construction d’une barricade à proximité du point de soutirage, son rem-
blayage commence. Enfin, une fois atteint le temps de cure du remblai (dans le cas du
remblai en pâte et du remblai rocheux cimenté), un chantier adjacent ou supérieur peut être
miné, en recommençant le cycle.
Dépendamment des besoins de production ainsi que du niveau de flexibilité consenti par la
variante de la méthode et la séquence, précédemment illustrées, plusieurs chantiers se
trouveront en même temps dans les différentes étapes du cycle de production. La Figure
1.4 fait un résumé des principales activités susmentionnées, sans pour autant inclure l’ins-
tallation des services ou les activités mineures à réaliser entre une étape principale et l’autre.
35
Figure 1.4 Étapes à l’intérieur du cycle de production d’un chantier d’abattage : 1- Déve-
loppement des accès au chantier ; 2- Forage du chantier ; 3- Sautage ; 4- Soutirage
télécommandé ; 5- Remblayage du chantier (en pâte, sur la figure)
1.3 L’introduction de la norme canadienne NI 43-101
Dans le but d’harmoniser les définitions canadiennes à celles des autres membres du co-
mité des normes internationales de divulgation des informations sur les réserves minérales
(CRIRSCO – de l’anglais Committee for Mineral Reserves International Reporting Stan-
dards), l’ICM a commencé en 2000 un processus de mise à jour de ses normes de définition.
36
Le 20 août 2000, le Conseil de l'ICM a approuvé les Normes de l’ICM sur les ressources et
les réserves minérales – Définitions et lignes directrices, développées par le Comité ad hoc
sur les définitions des réserves. Les normes de l’ICM sur les définitions des ressources et
des réserves minérales (Normes de définition de l'ICM) établissent les définitions et les
lignes directrices pour l'établissement des déclarations des renseignements sur l'explora-
tion, les ressources minérales et les réserves minérales au Canada. Les définitions des
ressources minérales et des réserves minérales sont incorporées, par référence, dans la
Norme canadienne 43-101 – Information concernant les projets miniers (NI 43-101), laquelle
est entrée en vigueur le 1er février 2001 (ICM, 2010).
Plusieurs mises à jour ont suivi depuis. En outre, en 2011, le comité permanent de l’ICM sur
les définitions des ressources et des réserves minérales a lancé une importante mise à jour
des normes de définition et des directives de l’ICM afin de refléter les changements récents
apportés à la norme canadienne NI 43-101 et de répondre aux demandes de clarification et
de directives de l’industrie, des Autorités canadiennes en valeurs mobilières (ACVM), du
CRIRSCO et des Nations Unies. En mai 2013, le comité permanent a amorcé une période
de consultation de 90 jours auprès de l’industrie, des ACVM et des membres, et a passé en
revue et analysé tous leurs commentaires. Certaines parties des définitions et directives
proposées ont par la suite été modifiées afin de répondre aux préoccupations soulevées.
Le 10 mai 2014, le conseil de l’ICM a adopté les normes de définition de l’ICM actualisées
(ICM, 2014).
37
Entre autres, la norme NI 43-101 établit les définitions de ressources et réserves, dans
toutes leurs catégories (Figure 1.5), et stipule tout particulièrement que :
Les réserves minérales désignent la partie économique exploitable des res-
sources minérales mesurées ou indiquées, démontrée par au moins une étude
préliminaire de faisabilité. L’étude doit inclure les renseignements adéquats sur
l’exploitation minière, le traitement, la métallurgie, les aspects économiques et
les autres facteurs pertinents démontrant qu’il est possible, au moment de la
rédaction du rapport, de justifier l’extraction rentable. Les réserves minérales
comprennent les matériaux de dilution et des provisions pour pertes subies lors
de l’exploitation (ICM, 2010).
De plus, la norme NI 43-101 exige de compléter une étude préliminaire de faisabilité en tant
que préalable minimum pour la conversion de ressources minérales en réserves minérales
(ICM, 2010)1.
1 Jusqu’à maintenant, il n’existe pas de version française des Normes de définition pour la mise à jour de 2014. Le texte de la
version 2010 a été utilisé pour qu’il serve de traduction officielle. Comparé avec la nouvelle version 2014, en anglais, il n’y a
pas eu de changements concernant l’aspect cité, selon l’interprétation de l’auteur de cette thèse.
38
Figure 1.5 Catégories des ressources minérales et des réserves minérales selon la norme
canadienne NI 43-101, d’après Planeta et al. (2013)
Il convient de noter que les changements susmentionnés demandent davantage que l’éva-
luation de la performance technique des chantiers d’abattage — l’unité principale de la
planification minière — soit effectuée correctement. En effet, si les pertes et la dilution opé-
rationnelles du minerai sont estimées et leurs facteurs sont inclus dans le modèle de blocs
pour le calcul de la teneur de coupure lors de l’étude de faisabilité (Jang, 2014), le manque
d’information détaillée durant cette étape fait en sorte que les estimations sont souvent ef-
fectuées à une plus grande échelle — selon le type de chantier ou par grands domaines
minéralisés —, comportant donc plus d’imprécisions.
39
1.4 Méthodologie actuelle d’évaluation de la performance technique
des chantiers d’abattage
La performance technique, concept récurrent depuis le début de cette thèse, est un critère
qui permet d’évaluer l’accomplissement des objectifs. Dans le cas des chantiers d’abattage
d’une mine souterraine, la performance technique correspond, plus précisément, à la vérifi-
cation de l’extraction de la réserve minérale selon la planification et les estimations faites
préalablement. C’est sous cette optique que les concepts de dilution et pertes opération-
nelles ont été développés et ont joué un rôle prépondérant pendant des années. En effet,
d’après Pakalnis et al. (1995), les pertes et la dilution opérationnelles se produisent à tous
les stades de l'exploitation minière.
De ce fait, la dilution et les pertes opérationnelles ont été considérés comme les principaux
paramètres permettant d’évaluer ladite performance technique des chantiers, que ce soit
directement ou à travers l’introduction des facteurs en lien avec eux. Bien que les principes
de ces deux concepts, la dilution et les pertes opérationnelles, n’aient pas changé, ils ont
connu différentes méthodes de calcul et il n’a jamais existé une définition unique et standar-
disée pour les déterminer. À l’heure actuelle, une révision de ces concepts s’avère
nécessaire pour que l’industrie profite au maximum des technologies aujourd’hui dispo-
nibles, dans le but de mieux représenter les performances techniques des chantiers
d’abattage et, ainsi, minimiser les problématiques pouvant affecter la conception et le déve-
loppement des futures mines. Cela est d’autant plus important que, comme signalé par
40
Ignatyeva et al. (2020), un rôle important dans le ralentissement du taux d'épuisement des
ressources non renouvelables est joué par l'amélioration du rationnement des pertes et de
la dilution en préparant un support méthodologique répondant aux conditions modernes et
en renforçant le contrôle de leur respect. Dans cette même ligne, Vallejos et Díaz (2020)
font noter que la quantification de la dilution permet d'actualiser le tonnage, ce qui accorde
un niveau de certitude plus élevé des réserves minérales disponibles pour la planification
minière et un meilleur contrôle des coûts de production.
1.4.1 La dilution du minerai
Plusieurs auteurs ont examiné la notion de dilution du minerai (Pakalnis et al., 1995 ; Djel-
loud, 1997 ; Henning, 2007 ; Planeta et Szymanski, 2007 ; Zniber, 2013). Malgré ce fait, il
n’existe aucune définition officielle ou standardisée à ce sujet — peut-être est-ce dû par sa
nature intuitive ? Comme concept dans l’industrie minière, la dilution du minerai doit être
comprise comme étant l’ajout au minerai de tout matériel qui n’a pas de valeur économique
et est exprimé en tant que pourcentage. Ce matériel peut donc être de la roche stérile, de
la roche minéralisée dont la teneur est inférieure à la teneur de coupure, du remblai, ou
toute combinaison possible de ces éléments.
Compte tenu de sa source, les définitions de la dilution du minerai peuvent changer. En
effet, comme reporté par Pakalnis et al. (1995), elle n'est pas toujours déterminée de ma-
nière identique et, bien qu’il soit admis que la dilution est influencée par la conception de la
mine, il existe plusieurs méthodes pour la définir et l’enregistrer. Ainsi, selon Butcher (2000),
il y aurait trois types de dilution en fonction de sa provenance, à savoir : du toit, interne et
41
des parois. La première serait celle qui s’origine lorsqu’un pilier couronne s’effondre ; la
deuxième, celle qui provient de la partie stérile ou à faible teneur qui se trouve dans les
limites du chantier d’abattage ; la troisième, celle qui se produit lorsqu’il y a du matériel des
épontes qui s’effondre.
De manière générale, la littérature s’entend sur le classement de la dilution du minerai en
deux grandes catégories (Figure 1.6) : la dilution provenant d’une source primaire, soit la
méthode d’exploitation, et en conséquence, planifiée ; et la dilution provenant d’une source
secondaire, produite par tout autre évènement non planifié lors de l’opération et, de ce fait,
opérationnelle. La « dilution totale », parfois retrouvée dans la littérature, correspond à l’ad-
dition de la dilution planifiée et de la dilution opérationnelle, quoique cette définition ne
jouisse pas d’un emploi répandu dans l’industrie, en plus de n’ajouter aucun avantage sup-
plémentaire — la dilution planifiée étant intégrée intrinsèquement à la réserve à l’intérieur
du chantier d’abattage.
42
Figure 1.6 Schématisation des dilutions planifiée et opérationnelle à l’intérieur d’un chan-
tier d’abattage (vue transversale verticale pour la variante longitudinale de la méthode)
1.4.1.1 La dilution planifiée
La dilution planifiée, connue aussi sous les noms de dilution primaire, dilution intérieure ou
dilution interne, dépend de la méthode d’exploitation ainsi que des techniques utilisées lors
de la séquence de minage. De fait, incontestablement, la géométrie du gisement oblige
l’inclusion dans un chantier planifié de matériel non économique, ce qui est d’autant plus
évident lorsque la taille des équipements exige une ouverture de chantier d’abattage qui
dépasse la puissance du gisement. Évidemment, après toutes les considérations tech-
niques faites, les chantiers d’exploitation seront conçus afin de minimiser la dilution planifiée
et de maximiser le recouvrement de la zone minéralisée. Le calcul de cette dilution fait par-
tie, depuis toujours, des études de faisabilité.
43
Toutefois faut-il remarquer que, au niveau de la teneur, il existe une incertitude associée à
cette dilution planifiée, bien avant la sélection de la méthode d’exploitation, qui découle de
la qualité de l’information géologique disponible. En effet, cette information dépend de la
variabilité inhérente à la nature et à l’incertitude liée à l’investigation géologique (Bárdossy
et Fodor, 2001). D’après ces auteurs, la variabilité inhérente à la nature correspond à une
caractéristique propre à n’importe quel objet ou processus géologique, par laquelle même
les minéraux seraient des objets géologiques non homogènes. D’autre part, l’incertitude liée
à l’investigation géologique fait noter que tout modèle mathématique ou descriptif ne sera
qu’une approximation dérivée fondamentalement du manque de connaissances par rapport
à la nature géologique et à la possibilité restreinte d’investigation. En conséquence, le ré-
sultat final de l’évaluation du gisement — qui se trouve justement à l’origine du modèle de
blocs — peut contenir une surestimation ou une sous-estimation de la ressource. Ne pou-
vant être menée différemment, cette incertitude est normalement contrebalancée par des
hypothèses conservatrices (Morley et al., 1999).
En ce qui concerne les études de préfaisabilité et de faisabilité, les motifs ci-avant indiqués
forcent, le plus souvent, que les projets miniers soient évalués soit jusqu’à une certaine
profondeur, soit par étapes, d’où le modèle de blocs doit être mis à jour au moins une fois
par année. Puisque l’activité d’exploration se poursuit tout au long de l’exploitation de la
mine, elle permet d’actualiser les ressources et les réserves minérales, d’approfondir dans
la connaissance détaillée de la géologie du massif rocheux et des procédés géologiques
qui ont favorisé la formation de la minéralisation, en fournissant aux ingénieurs l’information
44
actualisée pour mettre à jour la planification des chantiers d’abattage et corriger les estima-
tions de dilution faites, s’il y a lieu. Cela laisse, en outre, la possibilité ouverte à l’extension
de la durée de la vie de la mine lorsqu’une conversion des ressources en réserves miné-
rales, probables ou prouvées, est faite en concordance avec la norme NI 43-101.
1.4.1.2 La dilution opérationnelle
Durant l’opération minière, lors de l’extraction du gisement, toute dilution autre que celle
planifiée aura un impact sur le déroulement prévu de l’exploitation. Il s’agit là de la dilution
opérationnelle, également appelée dilution additionnelle, dilution secondaire, dilution non
planifiée ou encore dilution supplémentaire. Selon Planeta (2001), cette dilution peut être
occasionnée par deux aspects :
i) L’aspect technique de l’opération :
o L’abattage, notamment les erreurs et déviations lors du forage des trous ;
o Les vibrations lors du sautage ;
o La manutention du minerai et du remblai.
ii) L’aspect géotechnique :
o Effondrements des épontes ;
o Effondrements du remblai.
45
Suite au phénomène de dilution opérationnelle du minerai, il résulte que la teneur du minerai
envoyé à l’usine de traitement diminue et que son tonnage augmente. Cependant, en ce qui
concerne sa formulation mathématique, il est possible de trouver de nombreuses méthodes
de calcul pour la dilution qui sont présentement en usage, dont l’interprétation varie selon
l’auteur (Planeta et Szymanski, 2007). En effet, si Henning (2007) en a répertorié dix (Ta-
bleau 1.3), Planeta (2001) indique que, en plus, le pourcentage de dilution peut être calculé
soit par rapport au tonnage, soit par rapport à la teneur.
Tableau 1.3 Méthodologies de calcul du pourcentage de dilution (d’après Henning, 2007)
Déf. Méthodologie de calcul
Déf. 1 Dilution = Stérile soutiré (t)
Minerai soutiré (t)
Déf. 2 Dilution = Stérile soutiré (t)
Minerai soutiré (t) + Stérile soutiré (t)
Déf. 3 Dilution = Teneur non diluée à partir du forage
Teneur mesurée au point de soutirage
Déf. 4 Dilution = Teneur non diluée à partir de la réserve minérale en place
Teneur mesurée à l'usine de traitement pour le même tonnage
Déf. 5 Dilution = Tonnage soutiré (t) - tonnage sauté (t)
Tonnage sauté (t)
Déf. 6 Dilution = Remblai requis pour chantier-remblai estimé pour chantier (t)
Déf. 7 Dilution = Dilution visuellement observée et estimée
Déf. 8 Dilution =ELOS éponte supérieure (m) + ELOS éponte inférieure (m)
Puissance de la zone minéralisée (m)
Déf. 9 Dilution =Tonnage soutiré des chantiers (t)
Tonnage calculé de la réserve pendant les 10 dernières années (t)
46
Au niveau de la littérature, il est mentionné que certaines des méthodes de calcul de la
dilution opérationnelle ne seraient parfois pas consistantes (Le Roux, 2015). La lecture du
Tableau 1.3 permet de le confirmer : certaines des définitions listées pourraient se prêter à
des interprétations erronées de nos jours — définitions 3 et 4. En effet, ces définitions ne
suffisent pas à offrir les renseignements essentiels pour qu’elles soient reproductibles avec
un degré acceptable de certitude, alors que d’autres — définitions 3, 4, 5, 8 et 9 — n’indi-
quent aucunement comment gérer les possibles pertes de minerai subies à l’intérieur des
limites planifiées du chantier d’abattage. De ce fait, il devient évident que l’usage d’une dé-
finition ou d’une autre, indiquée le plus souvent tout simplement comme « dilution », rend
toute comparaison difficile (Planeta et Szymanski, 2007) et peut mener à des résultats
inexacts si aucune spécification n’est fournie à propos de la méthodologie de calcul utilisée.
Il paraît donc nécessaire d’établir une nouvelle méthode de calcul pour qu’elle résolve ces
impasses suite à une analyse détaillée de toutes les situations susceptibles de se produire
au sein d’un chantier d’abattage, intégrée à la méthodologie d’évaluation correspondante.
1.4.1.3 Méthodes d’estimation de la dilution du minerai
Lors de la réalisation de l’étude de faisabilité, il est possible d’obtenir une estimation de la
dilution planifiée en intégrant le modèle géologique du gisement2, ses paramètres géomé-
triques et géotechniques, et le design préliminaire des chantiers d’abattage pour la variante
de la méthode de minage choisie. À ce moment, tous les chantiers dont la teneur moyenne
2 Cela, en sachant que le modèle géologique comporte, à son tour, des approximations simplifiées sur la base d’une série de
paramètres, dont l’épaisseur des zones minéralisées.
47
est égale ou supérieure à la teneur de coupure établie sont considérés dans le processus
d’estimation de la réserve minérale.
Quant à la dilution opérationnelle, deux types de méthodes existent afin d’effectuer son es-
timation : les méthodes empiriques et les méthodes basées sur des modèles numériques.
Ces dernières visent à prédire le comportement du massif rocheux à partir d’une description
de sa constitution physique et ce, à l’aide d’un code de programmation. Il est à noter que
ces méthodes doivent être calibrées pour que leurs prédictions soient représentatives. Or,
l’incertitude liée à la géologie étant difficilement quantifiable, il se révèle laborieux, voire
impossible, d’intégrer la totalité des facteurs pour élaborer un modèle numérique. En effet,
Wang (2004) reporte que bien que la modélisation numérique joue un rôle important dans
la conception de la stabilité en permettant d'estimer la zone de relaxation — la relaxation
des contraintes étant reconnue comme l'une des principales causes de l'instabilité des
épontes —, la difficulté de définir et d'obtenir des paramètres d'entrée réalistes du massif
rocheux rend les méthodes numériques difficiles à mettre en œuvre.
Dans cette même ligne, Le Roux (2015) cherche des corrélations entre les contraintes et la
déformation (allongement relatif), en se basant sur différents critères de rupture, pour définir
un « indice de dilution en fonction de la contrainte-déformation » (Dilution Stress-Strain In-
dex). Ce dernier critère a été conçu pour déterminer la profondeur de rupture prévue dans
l’éponte supérieure ou dans les parois latérales des excavations (Le Roux, 2015). Toujours
48
dans la même optique, Qi et al. (2018) ont étudié l’application de l’algorithme Random Fo-
rest afin de prédire la stabilité de l’éponte supérieure. Pourtant, bien que certains
paramètres influençant la stabilité de ladite éponte aient été repérés, l'ensemble de données
était relativement petit et la variation de plusieurs variables d'influence est très faible, ce qui
peut limiter la performance prédictive de l'algorithme (Qi et al., 2018). De la même manière,
les analyses numériques effectuées par Vongpaisal et al. (2009) — ayant déterminé des
courbes de stabilité en 3D pour aider à la conception des chantiers — se sont avérées trop
spécifiques (opérations souterraines de 1000 m de profondeur et une valeur de RMR com-
prise entre 61 et 80) et il est indiqué que d'autres études de cas (données quantitatives)
doivent être intégrées pour confirmer les courbes de conception technique proposées. De
ce fait, se les modèles numériques peuvent aider à l’identification des zones de rupture
potentielle, ils ne procurent pas de moyen direct d’estimer quantitativement la valeur de la
dilution opérationnelle (Robert-Martel, 2016).
Les méthodes empiriques, quant à elles, se basent sur la statistique et les tendances obte-
nues directement de la réalisation minière, en prenant ainsi en considération l’effet de
nombreux facteurs. En particulier, Henning (2007) mentionne trois facteurs pouvant influen-
cer la dilution opérationnelle : les contraintes induites par l’environnement, la géométrie du
chantier d’abattage et l’emplacement des différents chantiers d’abattage. À cet égard, il est
nécessaire de remarquer que, lorsque les chantiers sont exploités par la méthode de
chambres vides, la séquence d’exploitation joue un rôle majeur : Planeta et al. (1998) ont
49
démontré l’importance de cette dernière dans la génération de zones de contraintes élevées
pouvant affecter la stabilité des excavations.
Historiquement, ce fut Pakalnis (1986) qui a développé la première méthode empirique vi-
sant l’estimation de la dilution opérationnelle de manière quantitative. Cette méthode se
basait sur la performance de 43 chantiers. Elle proposait de catégoriser le pourcentage de
dilution opérationnelle de ces chantiers en fonction du rayon hydraulique, c’est-à-dire le
quotient entre la superficie sur le périmètre de la paroi à l’étude, et du RMR, le Rock Mass
Rating, classification du massif rocheux définie par Bieniawski au milieu des années 19703.
Selon Robert-Martel (2016), suite à ces premiers travaux, Pakalnis a continué à perfection-
ner ses analyses, qui ont finalement résulté en l’élaboration de trois graphiques de
prédiction de la dilution opérationnelle selon trois catégories de chantiers considérées (Fi-
gure 1.7).
3 Pour de plus amples renseignements sur la classification RMR, se référer à l’Annexe A.
50
Figure 1.7 Estimation de la dilution opérationnelle suite aux analyses de Pakalnis et Vong-
paisal en 1993, d’après Robert-Martel (2016)
Néanmoins, ce sera la méthode proposée par Clark, en 1998, modifiée à partir des abaques
de stabilité de Mathews du début des années 1980, qui deviendra la plus utilisée de nos
jours (Suorineni, 2010). En effet, Mathews avait présenté une méthode originale — la mé-
thode des graphiques de stabilité — ayant permis de fournir une description qualitative des
chantiers d’abattage conçus, en les classifiant comme stables, instables (zone de transition)
ou effondrés, tel qu’illustré sur la Figure 1.8. De nos jours, d'autres auteurs ont étendu le
graphique de stabilité original de Mathews en augmentant le nombre de cas de 176 à 485,
en incluant 38 mines en Amérique du Nord, en Australie, au Chili et en Angleterre (Vallejos
et Díaz, 2020).
51
Figure 1.8 Abaque de stabilité standard avec les modifications proposées par Nickson en
1992, d’après Robert-Martel (2016)
Cependant, pour l’opération minière, il est plus intéressant de connaître le niveau de dilution
opérationnelle étant susceptible de se produire à l’intérieur des chantiers d’abattage et d’en
établir le degré qui est acceptable (Suorineni, 2010). Selon ce même auteur, Clark et Pa-
kalnis ont rendu possible une description quantitative capable de prédire ledit niveau de
dilution opérationnelle pouvant provenir d’une paroi en introduisant la variable ELOS (de
l’anglais Equivalent linear overbreak/slough, soit le bris hors-profil linéaire équivalent), cal-
culée selon l’équation suivante :
ELOS (m) =Volume d'effondrement hors-profil de la paroi (m3)
Superficie de la paroi (m²)
52
Une méthodologie postérieure, basée sur le graphique de stabilité modifié et introduit par
Clark (Figure 1.9), est amplement utilisée par les ingénieurs dans les mines de gisements
métallifères au Canada (Suorineni, 2010). Cette méthode utilise le rayon hydraulique et l’in-
dice de stabilité N’,4 et introduit une façon alternative d’exprimer la dilution5 à travers la
variable ELOS susmentionnée.
Figure 1.9 Graphique de stabilité modifié de ELOS en fonction de N’ et du rayon hydrau-
lique (RH) selon Clark (1998)
Pourtant, bien que la méthode originale ait obtenu une grande popularité suite à l’expansion
de la base de données originale et à la nouvelle calibration entreprise par Potvin en 1988
4 Pour de plus amples renseignements sur l’indice de stabilité N’, se référer à l’Annexe A.
5 En concordance avec la définition 8 présentée antérieurement sur le Tableau 1.2.
53
(Armatys, 2012), des nombreux auteurs signalent ses limitations (Armatys, 2012 ; Clark,
1998 ; Robert-Martel, 2016 ; Suorineni, 2010). En particulier, Hutchinson et Diederichs
(1996) ont statué que plusieurs mines préfèrent développer leurs propres abaques de sta-
bilité. De surcroît, Suorineni (2010) fait noter que les nombreuses modifications qu’a
connues le graphique de stabilité original rendent spécialement difficile le choix d’une ver-
sion ou d’une autre. Qui plus est, le graphique de stabilité de Mathews est difficile à
généraliser à de nouvelles situations et son incapacité à prendre en compte des cas uniques
est un inconvénient majeur (Qi et al., 2018). Selon les auteurs précédemment citées, dans
cette méthode, les cas extrêmes sont traités comme des valeurs aberrantes ou des erreurs
et, par conséquent, ils sont ignorés afin de minimiser les erreurs.
On pourrait donc légitimement penser que la plupart des entraves concernant le modèle de
design de chantiers d’abattage proposé par Mathews serait également applicable au modèle
d’estimation de la dilution opérationnelle de Clark, lequel est basé sur ce dernier. Notam-
ment, comme le souligne Suorineni (2010), le modèle de Clark ne considère pas la
puissance du gisement. Par ailleurs, quelques résultats, à première vue contradictoires,
viennent supporter cette idée. En effet, d’une part, Suorineni (2010) fait noter que le gra-
phique de stabilité ne prend pas en considération le temps de tenue des chantiers, alors
que, d’autre part, Robert-Martel (2016) montre, dans ses analyses, que cette variable n’était
pas significative dans la prédiction de ELOS. Dans cette même ligne, Wang (2004) a étudié
et quantifié un facteur de stress, un facteur des points de soutirage (undercutting factor), un
facteur de sautage et un facteur de temps pour évaluer la stabilité et la dilution d’un chantier
54
ouvert. Même si l'amélioration de la prédiction de la dilution n'est pas trop importante, le
travail met en évidence la relation entre le temps d'exposition et les points de soutirage
comme étant des facteurs potentiellement importants (Wang, 2004).
Il sied de penser, à cet égard, que, lorsque le rayon hydraulique du chantier est petit et que
celui-ci se situe dans la zone stable sur le graphique, le temps de tenue n’aura pas d’effet
déterminant sur les effondrements produits. Par contre, si le chantier se situe sur la zone de
transition ou à la droite de celle-ci, le temps pourrait devenir une variable pertinente. D’ail-
leurs, comme signalé par Suorineni (2014), l’utilisation des méthodes empiriques doit être
faite en considérant les limites des bases de données et des hypothèses sur lesquelles elles
reposent. En effet, bien que les méthodes empiriques appliquées couramment de nos jours
aient été validées lors de leur développement, certaines ont maintenant atteint leurs limites
et nécessitent des améliorations afin de répondre aux besoins actuels de l’industrie.
1.4.2 Les pertes de minerai
Tout comme la dilution, le concept de pertes de minerai a une notion intuitive. Il correspond,
tout simplement, à toute partie de minerai économique qui est laissée en place et n’est pas
envoyée à l’usine de traitement. Suite à un tel évènement, s’il n’est pas accompagné de
dilution, la teneur du minerai reste la même, mais son tonnage diminue.
Deux catégories existent pour classifier les pertes de minerai, à savoir : planifiées et opéra-
tionnelles, lesquelles sont illustrées sur la Figure 1.10.
55
Figure 1.10 Schématisation des pertes planifiées et opérationnelles à l’intérieur d’un chan-
tier d’abattage (vue transversale verticale pour la variante longitudinale de la méthode)
1.4.2.1 Les pertes planifiées
Les pertes planifiées, aussi connues comme pertes primaires, touchent la ressource miné-
rale et correspondent à celles qui sont directement liées au choix d’une méthode
d’exploitation dans un contexte déterminé. Selon Planeta et al. (2013), elles incluent le mi-
nerai abandonné lors du design minier dû à l’utilisation de piliers, à la présence de conditions
géomécaniques défavorables, à la géométrie du gisement, etc.
1.4.2.2 Les pertes opérationnelles
Aussi appelées pertes secondaires, pertes additionnelles ou encore pertes supplémen-
taires, les pertes opérationnelles de minerai correspondent à la partie économique laissée
à l'intérieur d'un chantier d’abattage (cassée, en place en tant que piliers ou mal exploitée
aux limites), ainsi qu’à tout minerai de valeur non récupéré par le système de traitement des
56
minerais (Xingwana, 2016). Autrement dit — et exclusivement en ce qui concerne l’opéra-
tion minière —, il s’agit du minerai inclus dans la réserve minérale qui ne peut pas être
récupéré au chantier d’abattage.
D’après Planeta et al. (2013), les pertes opérationnelles de minerai sont influencées par la
qualité dans l’exécution de l’opération d’extraction et/ou par l’instabilité des chantiers et des
points de soutirage. Cela signifie qu’il faudrait identifier, dans un premier temps, le minerai
laissé en place en tant que bris sous profil, c’est-à-dire la réserve qui, suite au sautage, ne
s’est pas détachée des limites du chantier, puis la réserve qui, quoique fragmentée suite au
sautage, n’est pas entièrement soutirée et est abandonnée dans le chantier.
Or, la littérature semble avoir concentré ses efforts dans l’étude des problématiques liées à
la dilution opérationnelle au sein du chantier d’abattage en dépit de celles pouvant résulter
des pertes opérationnelles de minerai, hormis quelques études, quoique limitées, comme
celles effectuées par Elbrond (1994) ou Jang (2014). Ces contingences, notamment l’éven-
tuelle présence de matériel cassé abandonné en place (la section 1.6.1, dans le présent
chapitre, aborde particulièrement cette problématique), imposent une analyse exhaustive
de toutes les possibilités qui en découlent, et doivent être décomposées en détail afin de
bien définir les pertes opérationnelles de minerai.
57
1.4.2.3 Méthodes d’estimation des pertes de minerai
À l’instar de la dilution planifiée, les pertes planifiées de ressources minérales sont estimées
lors de l’étude de faisabilité en intégrant les mêmes éléments, à savoir : le modèle géolo-
gique du gisement, ses paramètres géométriques et géomécaniques et le design
préliminaire des chantiers pour la méthode de minage choisie. De ce fait, c’est le design des
chantiers qui détermine quelle proportion de la ressource sera laissée en place — puisque
son extraction serait non-économique.
Par opposition à la dilution opérationnelle, il n’existe pas de méthode pour estimer les pertes
opérationnelles de minerai (Jang, 2014). D’ailleurs, le même auteur indique que, malgré les
efforts de certains chercheurs, aucune des voies essayées n’a été en mesure de fournir un
modèle de prédiction satisfaisant. L’effet des pertes opérationnelles de minerai risque ainsi
de se voir grandement négligé et, au niveau de l’opération minière, leur estimation se limite
souvent à un pourcentage historique, si disponible — certaines opérations peuvent parfois
assumer qu’il n’y en aura pas lors de la conception des chantiers d’abattage. Malgré tout,
les travaux de l’auteur cité précédemment ont permis d’identifier une piste qui pourrait chan-
ger cette façon de procéder. En effet, Jang (2014) a démontré qu’un modèle utilisant la
méthode du gradient conjugué avec un réseau de neurones artificiel pourrait offrir une pers-
pective optimiste pour prédire les bris sous profil qui se trouvent à l’origine des pertes
opérationnelles de minerai.
58
1.5 Évaluation de la performance économique des chantiers d’abattage
Toute étude de faisabilité d’un projet minier comporte, outre l’aspect de la géologie et de la
ressource ainsi que l’aspect d’ingénierie, un troisième aspect : celui de l’économie (Djelloud,
1997). En considérant les caractéristiques propres à l’industrie minière, notamment l’enver-
gure qu’un projet d’exploitation d’un gisement peut atteindre, la recherche du capital
nécessaire à la mise en opération d’une mine constitue un aspect sensible au sein des
compagnies minières.
Eu égard à la complexité immanente à l’opération minière et le risque qui lui est inhérent,
notamment en vertu de l’incertitude géologique, la panoplie de variables et paramètres in-
tervenant dans l’aspect économique de tout projet minier est importante. De ce fait, en ce
qui concerne cette thèse, l’impact et les répercussions des aspects qui déterminent l’éva-
luation de la performance technique des chantiers d’abattage sont mesurés et mis en
évidence en tenant compte de deux des principaux paramètres économiques de l’opération
minière, à savoir la valeur actualisée des profits (VAP) — un cas particulier qui dérive de la
valeur actuelle nette (VAN) —, et le coût unitaire d’opération.
1.5.1 La valeur actuelle nette (VAN) et la valeur actualisée des profits (VAP)
Selon Djelloud (1997), le modèle économique d’un projet minier se base principalement sur
le concept des flux monétaires pour exprimer sa valeur et peut être défini comme étant la
différence entre les entrées et les sorties de fonds générées par l’éventuelle exploitation du
gisement minier. Toujours selon le même auteur, ce modèle utilise, le plus souvent, deux
59
critères pour mesurer la viabilité économique d’un projet, à savoir la valeur actuelle nette
(VAN) et le taux de rendement interne (TRI). Dans l’industrie minière, c’est la VAN qui de-
vient l’indice primaire pour quantifier la valeur intrinsèque et c’est sur celle-ci que les
décisions rationnelles concernant l’investissement doivent être effectuées (SME, 2011)6.
Mathématiquement, la VAN est définie comme suit :
VAN = −𝐼0 +∑𝐹𝑖
(1 + 𝑟)𝑖
𝑛
𝑖=1
Où :
𝐼0 : Investissement initial ;
𝐹𝑖 : Flux monétaire à l’année « i » ;
r : Taux d’actualisation ;
n : Durée de vie du projet.
Le taux d’actualisation, dont l’équation ci-avant fait référence, correspond tout simplement
au taux de rendement souhaité par l’entreprise afin de satisfaire les exigences des fournis-
seurs du capital (Djelloud, 1997) — voir également la note en bas de page.
6 Il est à noter que le TRI est un cas particulier de la VAN. En effet, le TRI correspond au taux d’actualisation qui ramène à
zéro la VAN du projet. Le TRI peut ainsi être comparé avec le taux minimum exigé par les investisseurs.
60
De plus, le Mining Engineering Handbook (SME, 2011) confirme que l’une des difficultés au
niveau de la détermination du taux d’actualisation, qui le fait varier d’une opération à l’autre,
est l’évaluation du coût de capital, le risque politique et le risque associé au développement
du projet en tant que tel. D’ailleurs, selon Djelloud (1997), le taux d’actualisation est géné-
ralement composé de trois éléments, à savoir un taux d’intérêt de base, d’une prime de
rendement dépendant du niveau du risque ainsi que d’un taux d’inflation — ce dernier, lors-
que l’évaluation est faite en dollars courants. À ce sujet, il est à noter que les analyses
effectuées dans cette thèse sont réalisées en dollars constants7.
Dans le cas des mines qui sont présentement en opération — comme celles qui collaborent
dans le projet auquel cette thèse s’inscrit —, l’investissement initial nécessaire pour démar-
rer le projet ainsi que pour débuter l’exploitation ayant déjà été effectué, il convient de
focaliser les analyses sur la rentabilité des opérations futures à travers la valeur actualisée
des profits (VAP). Cette dernière correspond à la sommation des flux monétaires actualisés
en dollars constants sans tenir compte de l’investissement initial — voir l’équation présentée
antérieurement pour la VAN.
1.5.2 Le coût unitaire d’opération
Selon le Mining Engineering Handbook (SME, 2011), les définitions du coût unitaire d’opé-
ration ainsi que les différents éléments qu’elles comprennent peuvent varier d’un auteur à
7 L'expression « dollars constants » renvoie aux dollars de plusieurs années exprimés selon leur valeur (« pouvoir d'achat »)
au cours d'une année, appelée l'année de base. On effectue ce genre d'ajustement en vue d'éliminer les effets des change-
ments de prix généraux (Statistique Canada, 2018).
61
l’autre. Pour éviter tout risque d’interprétation, en ce qui concerne cette thèse, le coût uni-
taire d’opération doit être compris comme celui étant associé à l’extraction d’une quantité
de matériel économique et son postérieur traitement minéralurgique — s’arrêtant à la sortie
de l’usine de traitement de minerais —, comprenant toutes les opérations impliquées dans
la réalisation de cet objectif.
Dans l’exploitation souterraine, le coût unitaire d’opération est composé, de façon générale,
de l’addition de trois grandes catégories de coûts, à savoir le coût de minage, le coût de
traitement du minerai, et les coûts indirects — coût d’environnement, d’administration et
autres (Planeta et Paraszczak, 2001). La définition détaillée ci-après, basée sur les élé-
ments précédemment indiqués, a été utilisée comme référence pour les analyses qui
suivront dans ce chapitre et correspond au coût unitaire planifié, c’est-à-dire en fonction de
la réserve minérale estimée, comme définie dans le chapitre antérieur.
i) Coût de minage (C1) :
o Coût des travaux préparatoires (C1.1) : ce coût comprend la réalisation de
tous les travaux nécessaires à la préparation et à l’accès au chantier d’abat-
tage, tant au niveau de soutirage (inférieur) qu’au niveau de forage
(supérieur). Il inclut notamment les travers-bancs dans le stérile et dans le
minerai ainsi que toutes les opérations liées à leur aménagement. Un ajus-
tement est normalement considéré pour tenir compte du niveau
supplémentaire — « n » chantiers sur le plan vertical impliquent « n+1 » ni-
veaux —, dont le coût est réparti uniformément dans tous les chantiers
62
impliqués. D’autres coûts pouvant être perçus comme nécessaires à la pré-
paration-exploitation-planification d’un chantier, tel le forage de définition,
peuvent être inclus dans le coût des travaux préparatoires.
o Coût de services, soutènement et support (C1.2) : lorsque les conditions géo-
mécaniques et/ou le design des chantiers d’abattage l’exigent, les épontes,
le toit et/ou les galeries et travers-bancs associés aux chantiers d’abattage
en question doivent être supportés afin d’assurer leur stabilité ainsi que des
conditions de travail sécuritaires pour les employés. Les techniques de sup-
port les plus communément utilisées sont le boulonnage et le câblage. Ce
type de coût est normalement exprimé par mètre et, suite à l’application d’un
patron de soutènement défini pour le chantier, il est, au niveau de la planifi-
cation, exprimé par rapport à la réserve minérale estimée dans le chantier
d’abattage.
o Coût de forage et sautage (C1.3) : ce coût intègre les dépenses liées aux
opérations de forage et sautage. Selon Lopez-Jimeno et al. (1995), le coût
de forage est habituellement calculé en fonction des mètres forés, à l’instar
du coût de soutènement. Puis, au niveau de l’étude de faisabilité, en consi-
dérant le nombre de rangées et les mètres à forer selon le patron de forage
défini pour un chantier d’abattage typique, dont le tonnage est connu, il est
possible d’exprimer ledit coût par rapport au tonnage de manière unitaire. Il
comporte, entre autres, les assurances, les intérêts et la dépréciation asso-
ciés à la foreuse ainsi que les frais reliés à l’énergie, aux lubrifiants, à l’usure
63
des outils de forage et leur remplacement, et à la main d’œuvre associée
(Lopez-Jimeno et al., 1995). Selon les mêmes auteurs, les coûts associés au
sautage, quant à eux, dépendent principalement du type d’explosif choisi,
mais doivent également considérer les accessoires, tels les détonateurs, les
amorces, le cordon détonant, etc.
o Coût de soutirage et transport (C1.4) : ce coût considère les frais concernant
l’extraction de la réserve minérale estimée d’un chantier d’abattage après le
sautage et sa manutention jusqu’aux endroits déterminés. Selon la logistique
planifiée pour chaque opération, ladite manutention peut se faire en étapes
successives, par des équipements différents travaillant en série. Dans le cas
de la méthode d’exploitation par chambres vides, le plus souvent, le souti-
rage est réalisé avec des chargeuses-navettes télécommandées qui vont
décharger le matériel soutiré directement aux chutes à minerai ou à stérile,
selon le cas. Il est également possible que le déplacement soit effectué par
plus d’un équipement (ensemble de chargeuses ou chargeuse/camion) lors-
que des distances plus importantes sont à parcourir.
o Coût de remblayage (C1.5) : ce coût comprend la mise en place du matériel
qui doit remplir le vide créé par l’extraction du tonnage de la réserve minérale
estimée dans le chantier d’abattage. Pour ce qui est dudit matériel de rem-
blai, il peut s’agir de stérile (remblai rocheux), d’un mélange de stérile et
ciment (remblai rocheux cimenté), ou d’un mélange des résidus de l’usine de
traitement minéralurgique avec du ciment (remblai cimenté en pâte). Le coût
64
associé à chaque type de remblai varie en fonction de la proportion des com-
posants susmentionnés ainsi que du moyen et de l’infrastructure nécessaire
à sa mise en place. Souvent, lorsqu’il s’agit du remblai rocheux ou en pâte,
le coût de remblayage tient compte également de la construction d’une bar-
ricade dans le niveau inférieur, lequel sert de bouchon pour maintenir le
remblai en place jusqu’à ce qu’il solidifie. Malgré ce qui vient d’être dit, il est
possible d’inclure les coûts associés à la construction de ladite barricade et
à la tuyauterie dans une autre catégorie — notamment « autres » —, afin de
ne considérer que le coût par tonne ou par volume, selon le cas, du remblai
effectivement placé dans le chantier d’abattage ouvert. L’avantage de cette
manière de procéder sera expliqué dans la section suivante de ce chapitre.
o Autres coûts (C1.6) : cet item permet de regrouper tous les éléments asso-
ciés au coût de minage qui n’ont pas été spécifiquement inclus dans une
autre catégorie. Comme mentionné auparavant, aucune définition précise
n’existe du coût unitaire d’opération en ce qui a trait aux éléments ou caté-
gories qui doivent le conformer ; les entreprises minières ont alors toute
latitude pour travailler avec leurs propres critères.
ii) Coût de traitement à l’usine minéralurgique (C2) : ce coût correspond aux dépenses
liées aux procédés minéralurgiques qui doivent être appliqués au matériel extrait de
la mine, le tout-venant, afin de permettre la concentration et/ou l’obtention du métal
d’intérêt. De tels procédés peuvent inclure, sans s’y limiter, le concassage secon-
daire du minerai, le broyage (avec de broyeurs autogènes, semi-autogènes, à boules
65
ou autres), la séparation (flottation, magnétique, lixiviation ou autre), la concentra-
tion/purification.
iii) Coûts indirects (C3) : cette catégorie comprend tous les autres coûts associés aux
opérations nécessaires à la production économique du métal d’intérêt qui n’ont pas
été inclus dans le coût de minage ni dans le coût de traitement minéralurgique. On
trouve notamment dans cette catégorie le coût de ventilation/climatisation, de his-
sage, d’ingénierie et/ou des services techniques, d’administration et
d’environnement. Encore une fois, la catégorisation étant assez souple, elle peut
varier d’une compagnie minière à l’autre.
Le Tableau 1.4 fait un résumé des composants et sous-composants du coût unitaire d’opé-
ration, comme définis préalablement, et établit les relations mathématiques entre ceux-ci.
Tableau 1.4 Coût unitaire d’opération et composants, modifié d’après Planeta et Pa-
raszczak (2001)
Coût unitaire d’opération COp = C1+ C2 + C3
Coût de minage C1=C1.1+…+ C1.6
Coût des travaux préparatoires C1.1
Coût de services, soutènement et support C1.2
Coût de forage et sautage C1.3
Coût de soutirage et transport C1.4
Coût de remblayage C1.5
66
Autres coûts C1.6
Coût de traitement à l’usine minéralurgique C2
Coûts indirects C3
Toujours en lien avec le coût unitaire d’opération, il convient de mentionner que ce dernier
est, avec la quantité et la qualité des ressources et réserves minérales, l’un de deux para-
mètres clés pouvant affecter les flux monétaires d’un projet minier (SME, 2011). En effet, la
teneur de coupure — qui correspond à la teneur avec laquelle il faut comparer la teneur
moyenne des chantiers d’abattage dans le but de déterminer s’ils seront exploités ou laissés
en place — dépend du coût unitaire d’opération comme suit8 :
𝑡𝑐 =𝐶𝑂𝑝
𝑃𝑚 ∗ 𝑅é𝑐 ∗ 𝑇𝐶
Où :
𝑡𝑐 : Teneur de coupure (oz/t) ;
𝐶𝑂𝑝 : Coût unitaire d’opération (CAD/t) ;
𝑃𝑚 : Prix de l’or (USD/oz) ;
Réc : Récupération de l’or à l’usine de traitement (%) ;
8 L’équation présentée prend comme exemple d’application un gisement dont le métal principal est l’or, ce qui correspond à la
réalité des mines qui collaborent dans cette étude. Des ajustements en conséquence sont à prévoir lorsqu’il s’agit d’un autre
métal d’intérêt ou dans le cas d’une mine polymétallique.
67
TC : Taux de change (CAD/USD).
Ainsi, pour que le tonnage du minéral planifié à extraire à l’intérieur des limites d’un chantier
d’abattage soit intégré à la réserve minérale, en concordance avec la norme canadienne NI
43-101 pour les études de faisabilité, sa teneur moyenne doit nécessairement être supé-
rieure ou égale à la teneur de coupure (Planeta et al., 2013).
1.6 Lacunes de connaissances sur la performance technico-écono-
mique des chantiers d’abattage
Si, autrefois, les pertes et la dilution opérationnelles suffisaient comme les seuls paramètres
d’évaluation de la performance technique pour les chantiers d’abattage, il s’avère que, de
nos jours, l’avancement technologique permet d’aller plus loin. En effet, les outils de ba-
layage au laser introduits dans les mines durant les années 1990 et maintenant utilisés
systématiquement, communément désignés comme CMS dans l’industrie (de l’anglais Ca-
vity Monitoring System, nom commercial du produit développé initialement par la compagnie
Optech®), ont permis d’obtenir, de manière sécuritaire, des données précises sur les di-
mensions finales des chantiers ouverts après le soutirage, ce qui était pratiquement
impossible auparavant (Figure 1.11).
68
Figure 1.11 Principe de fonctionnement du système de balayage au laser utilisé pour me-
surer et contrôler les cavités d’un chantier d’abattage ouvert
Une fois le chantier arpenté avec le CMS, les données sont ensuite décodées par un logiciel
informatique spécialisé et, par la suite, utilisées pour effectuer la modélisation tridimension-
nelle dudit chantier. Puisque les limites projetées de chaque chantier sont connues au
niveau de la planification minière et qu’aujourd’hui, en plus, celles-ci sont faites à l’aide du
même type de logiciels informatiques, il est possible d’obtenir les écarts de volumes entre
le chantier planifié et celui effectivement réalisé, tel qu’illustré sur la Figure 1.12.
Il est à noter que pour que cette comparaison soit encore plus efficace, elle doit être faite
en considérant le tout dernier CMS réalisé, car une pratique courante dans l’industrie est
d’en effectuer plusieurs pour un même chantier d’abattage tout au long du soutirage, soit
parce que le sautage du chantier a été conçu par blocs afin de minimiser la superficie ex-
posée pendant le soutirage, soit parce qu’on désire surveiller davantage si des nouveaux
effondrements se sont produits. Peu importe la raison, cette situation, lorsque les CMS sont
bien exécutés, permet de mesurer l’influence du temps au niveau de la stabilité prédite tout
69
en facilitant la correction de quelques erreurs de lecture ou encore en rendant visibles des
zones ombragées dans les lectures antérieures.
Figure 1.12 Limites planifiées (en jaune) et réalisées (en rouge) d’un chantier d’abattage
en vue 3D, transversale verticale et longitudinale, suite à l’arpentage au laser
Il convient de mentionner que le fait d’avoir les deux volumes, à savoir celui du chantier
d’abattage selon ses limites planifiées et celui du CMS, lequel correspond au matériel ef-
fectivement soutiré, soit le tout-venant, ne présente pas un grand avantage sans l’éventail
de calculs automatisés du logiciel. En effet, presque aucune information d’intérêt n’en dé-
coule. À titre d’exemple, s’il s’avérait que les deux volumes étaient identiques, cela ne
70
voudrait pas dire pour autant que la performance technique a été optimale relativement à la
planification, car, notons-le, il se pourrait bien que les effondrements produits par les bris
hors-profil fussent de la même magnitude que les bris sous profil. C’est pour cette raison
que, lorsque les volumes sont convenablement semblables et que le chantier est interprété
avec des surfaces solides, le logiciel prend en compte leur caractère tridimensionnel, ce qui
permet finalement d’obtenir le volume des bris hors-profil et des bris sous profil clairement
identifiés dans l’espace.
Néanmoins, une problématique assez fréquente en ce qui concerne l’utilisation des données
provenant du CMS est l’impossibilité d’en obtenir un fichier compatible pour le travail direct
avec le logiciel minier. Puisque le principe de balayage comprend l’obtention d’un dense
nuage de points avec des coordonnées spatialement référenciées, il se peut que le résultat
de l’arpentage ne fournisse pas instantanément un volume avec des contours solidement
fermés, c’est-à-dire il n’y a pas de surface délimitant le volume mesuré. Lorsqu’une telle
situation se produit, la seule solution consiste à la fermeture manuelle de la figure tridimen-
sionnelle, ce qui peut s’avérer extrêmement laborieux, voire impraticable.
La considération antérieurement faite est d’une extrême importance, car une analyse ap-
profondie des scénarios possibles de se produire au sein d’un chantier d’abattage permet
de démontrer qu’il existe quelques lacunes au niveau de l’évaluation de la performance
technique en dépit des nouvelles possibilités offertes par ces technologies récentes. En
effet, lors du sautage, deux grandes catégories d’évènements se produisent à l’intérieur du
71
chantier d’abattage : les bris sous profil et les bris hors-profil. Vu que les chantiers sont des
entités tridimensionnelles, les bris susmentionnés sont à l’origine de différentes situations
concernant la composition du matériel effondré, comme l’illustre la Figure 1.13.
Figure 1.13 Matériels composant les bris sous profil et les bris hors-profil d’un chantier
d’abattage9
De la Figure 1.13 s’ensuit que, si les composants des effondrements qui conforment le tout-
venant ne dépassent pas la teneur de coupure — c’est-à-dire leur exploitation n’ajoute pas
de valeur économique à l’opération — le résultat sera de la dilution opérationnelle telle que
définie auparavant dans le présent chapitre. Nonobstant ceci, lesdits effondrements peuvent
9 Une autre situation concernant les pertes opérationnelles, le matériel cassé abandonné en place — et donc non soutiré —,
est abordée plus loin dans le présent chapitre.
- + =Tout-venant
Pertes
opérationnelles
de minerai
Matériel au-dessous de la
teneur de coupure
Planification Réalisation minière (soutirage et envoi à l'usine de traitement)
Minerai des chantiers
adjacents
Matériel minéralisé
d'une autre provenance
Stérile
Remblai des chantiers
adjacents
Matériel au-dessus de la
teneur de coupure
Réserve initiale
à l'intérieur du
chantier
Bris sous profil [par
rapport aux limites du
chantier avant le
sautage] (BSP)
Bris hors-profil [par rapport aux
limites du chantier avant le sautage]
(BHP)
72
également affecter la paroi d’un chantier adjacent non-exploité en additionnant du minerai
au chantier d’abattage dont l’exploitation est en cours (Figure 1.14). En ce qui concerne la
présente thèse doctorale, cette situation sera définie comme étant une « minéralisation opé-
rationnelle hors-profil » du chantier en exploitation.
Figure 1.14 Minéralisation opérationnelle hors-profil et diminution de la réserve minérale
d’un futur chantier
Il est important de remarquer qu’une telle situation, lorsqu’elle n’est pas bien évaluée, a un
impact double : d’une part, elle risque de causer une sous-estimation des pertes opération-
nelles de minerai, car le minerai additionnel qui s’ajoute vient compenser, au niveau du
chantier, ces pertes ; d’autre part, elle pourrait diminuer la teneur de la réserve minérale à
73
l’intérieur des limites planifiées du futur chantier adjacent, car le volume effondré sera rem-
blayé quand le soutirage sera terminé et ledit remblai sera éventuellement miné dans
l’exploitation du chantier adjacent, tel qu’illustré sur la Figure 1.14.
Par ailleurs, dans le cas des gisements constitués majoritairement de veinules ou lentilles
dont la morphologie est très irrégulière, il se peut qu’une partie minéralisée de la ressource,
laquelle avait été exclue de la réserve en la considérant comme une perte planifiée (se
référer à la Figure 1.10 du présent chapitre) puisque son recouvrement ne s’avérait pas
économique et/ou techniquement réalisable, vienne s’effondrer au niveau des parois ou des
épontes. Cette situation, à l’instar de l’effondrement des murs d’un chantier adjacent, risque
de fausser les résultats de performance technique du chantier d’abattage en ce qui con-
cerne les pertes et la dilution opérationnelles. En effet, lorsque ce tonnage est considéré
lors de la réconciliation géologie-réalisation au niveau de la planification, les pertes opéra-
tionnelles de minerai se voient compensées par une quantité de minéral supplémentaire.
De plus, le tonnage de dilution opérationnelle ne concordera pas non plus au moment d’ef-
fectuer ladite réconciliation s’il est déterminé comme étant tout le tonnage hors-profil mesuré
à partir du volume effondré provenant des épontes, selon l’information de l’arpentage CMS.
Bien évidemment, dans ces dernières conditions, cet évènement a un impact positif écono-
miquement parlant, car il équivaudrait à avoir un ajout de tonnage présentant une teneur
supérieure à la teneur de coupure auquel on ne s’attendait pas, ce qui se traduit, au niveau
74
de l’usine de traitement, par une augmentation de la quantité de métal qui pourra être récu-
pérée. Pour cette raison, il s’impose, après chaque arpentage au laser des chantiers
d’abattage, de comparer la figure tridimensionnelle obtenue dudit chantier avec le modèle
de blocs original et celui provenant des estimations faites par la géologie afin de bien diffé-
rencier quelle portion du volume effondré des épontes correspond vraiment à du stérile —
c’est-à-dire de la dilution opérationnelle. L’autre portion correspond à de la ressource miné-
ralisée dont la teneur est au-dessus de la teneur de coupure, mais qui n’avait pas été
considérée dans la réserve minérale puisque son extraction ne s’avérait pas économique,
notamment dans le cas des pertes planifiées en fonction des irrégularités dans la morpho-
logie du gisement.
Il va sans dire que les situations précédemment décrites, lorsque considérées par les
équipes d’ingénierie et/ou géologie au niveau de l’opération, exigent non seulement une
différentiation adéquate de la provenance du matériel en question, mais aussi qu’elles puis-
sent être intégrées conformément et sans entrer en conflit avec les définitions qui régissent
la méthodologie d’évaluation de la performance technique en vigueur. Instinctivement, cer-
taines personnes pourraient tenter d’intégrer ces effondrements en tant que de la dilution
opérationnelle, afin de respecter la méthodologie d’évaluation de la performance technique
des chantiers d’abattage en cours — à savoir, en fonction des pertes et de la dilution opé-
rationnelles. Toutefois, pour la réalisation adéquate d’une telle pratique, il serait nécessaire
de recalculer la teneur de tout le tonnage correspondant aux bris hors-profil pour que les
bilans de masse soient respectés.
75
Or, les différentes méthodologies de calcul du pourcentage de dilution en fonction du ton-
nage — se référer au Tableau 1.3 —, toutes impliquant la quantité de stérile ajoutée au
minerai, ne pourraient plus être convenablement appliquées devant l’éventualité que la te-
neur finale dudit tonnage effondré soit égale ou supérieure à la teneur de coupure définie
— d’où l’importance de faire la distinction entre « effondrement » et « dilution ». En consé-
quence, le risque de mauvaise interprétation de la performance technique des chantiers
d’abattage est tout spécialement évident dans les situations particulières suivantes :
i) Lorsque, pour le chantier d’abattage en question, la totalité des bris hors-profils cor-
respond à des effondrements provenant des chantiers d’abattage adjacents ;
ii) Lorsque, pour le chantier d’abattage en question, le tonnage effondré de minerai
d’un chantier adjacent dépasse largement le tonnage effondré de stérile provenant
des épontes ;
iii) Lorsque, pour le chantier d’abattage en question, les effondrements au niveau des
épontes incluent majoritairement des lentilles dont la teneur est supérieure à la te-
neur de coupure — qui étaient cataloguées comme étant des pertes planifiées — et
que son tonnage est majoritaire par rapport au tonnage effondré de stérile.
Notons que, suite à la possibilité qu’une ou une combinaison des situations précédemment
indiquées vienne à se produire, l’emploi du concept de dilution, appliqué à ces effondre-
ments selon la compréhension à laquelle le dernier chapitre a fait mention, serait alors
inapproprié. De ce fait, attendu qu’aucune définition de dilution opérationnelle ne semble
76
être adaptée à ce phénomène et qu’il ne peut pas être considéré comme faisant partie des
pertes de minerai non plus, il devient évident qu’il doit être défini et saisi séparément si l’on
cherche à éviter toute mauvaise interprétation des concepts et à développer une méthodo-
logie d’évaluation robuste qui puisse tenir compte des possibilités réelles auxquelles doit
faire face l’opération minière.
L’établissement précis des relations qui ressortent d’une telle minéralisation opérationnelle
hors-profil, ainsi que de la dilution et des pertes opérationnelles de minerai — ces dernières
telles que définies dans la littérature et présentées préalablement — s’impose pour l’éva-
luation adéquate de la performance technique des chantiers d’abattage. Notons,
premièrement, qu’une minéralisation opérationnelle hors-profil a un effet qui fausse toute
performance technique qui ne considère que la dilution et les pertes opérationnelles, en la
surestimant. Car non seulement elle compense les pertes, comme mentionné antérieure-
ment, mais l’effet des contraintes ou des mauvaises pratiques opérationnelles qui sont à
l’origine de la dilution opérationnelle pourrait se voir fortement sous-estimé.
Ce dernier aspect, dans un contexte de mines profondes où les conditions géomécaniques
sont prépondérantes afin d’assurer la stabilité générale de la séquence d’exploitation, n’est
pas à négliger. En concordance avec cette optique, il est clair qu’une minéralisation opéra-
tionnelle hors-profil a les mêmes sources que la dilution opérationnelle — soit l’aspect
géomécanique, soit l’aspect opérationnel ou une combinaison des deux — en tant que bris
hors-profil, mais c’est sa composition au-dessus de la teneur de coupure, déterminée au
77
niveau du modèle géologique, qui fait en sorte qu’elle ne s’aligne pas avec les définitions et
méthodologies de calcul de ladite dilution.
Le lecteur doit d’ailleurs remarquer qu’il ne serait pas avantageux de tenter de minimiser
cette situation en l’incluant soit dans les pertes, soit dans la dilution opérationnelle du mine-
rai, au lieu d’avoir recours au concept de minéralisation opérationnelle hors-profil. En effet,
leur emploi resterait nébuleux et pourrait entrainer des erreurs d’interprétation. De plus,
puisque la norme canadienne NI 43-101 stipule que des estimations doivent être faites au
niveau de l’étude de faisabilité initiale afin de parler de réserve minérale, il convient d’inté-
grer l’utilisation du concept de minéralisation opérationnelle hors-profil comme une mesure
favorisant la compréhension et la différentiation au niveau des écarts opérationnels — no-
tamment par le fait que certaines valeurs, spécifiquement et uniquement au niveau desdits
écarts, pourraient mettre en évidence une réduction par rapport aux estimations. Ces pos-
sibilités seront abordées plus en détail dans le deuxième chapitre de cette thèse.
Il convient de mentionner que, malgré les modifications successives qu’a connues la norme
canadienne NI 43-101 en ce qui concerne la catégorisation des ressources et réserves mi-
nérales, l’interprétation finale, faute de toutes les données souhaitables, repose sur
l’expérience des géologues et des ingénieurs responsables, et les résultats peuvent varier
substantiellement d’une personne à l’autre (Stephenson, 2017). Toujours dans cette op-
tique, Planeta et al. (2013) ont proposé une méthodologie générale d’évaluation de la
réserve minérale (voir Figure 1.15) visant à intégrer les principales sources de dilution et
78
pertes, et qui permet de visualiser les principales étapes du processus d’estimation. Aussi,
les auteurs cités précédemment démontrent dans la même étude, à travers des simulations,
les impacts importants de la dilution et des pertes de minerai sur la quantité et la qualité de
la réserve minérale, tout en proposant différents facteurs afin de contrer quelques problé-
matiques, notamment l’existence de plusieurs méthodes de calcul de la dilution
opérationnelle.
Figure 1.15 Méthodologie générale d’évaluation de la réserve minérale selon Planeta et al.
(2013)
Cependant, il reste des situations qui se présentent assez communément dans l’opération
minière de tous les jours qui ne sont pas considérées dans la méthodologie générale d’éva-
luation, actuellement en usage, notamment certaines estimations initiales touchant le
79
chantier d’abattage, telles que le matériel cassé abandonné en place (qui sera abordé en
détail dans la section 1.6.1, ci-après) ou les effondrements minéralisés qui sont à l’origine
de la minéralisation opérationnelle hors-profil.
Toutes les situations antérieurement mentionnées laissent croire que la méthodologie d’éva-
luation de performance technique actuelle comporte des lacunes et que, de ce fait, des
définitions plus précises du large éventail d’évènements pouvant se produire au sein du
chantier d’abattage pendant l’exploitation seraient souhaitables afin d’uniformiser les mé-
thodes de calcul et de mettre en valeur les estimations faites au niveau de la planification
minière.
1.6.1 Le matériel cassé abandonné en place
Complémentairement aux limitations qui ont été discutées jusqu’à présent, une situation
particulière arrive lorsqu’une portion du matériel fragmenté à l’intérieur d’un chantier est
abandonnée en place. Les conditions qui déterminent quand le matériel cassé doit être
abandonné en place peuvent se regrouper en deux grandes catégories, à savoir les condi-
tions opérationnelles et les conditions économiques. Les premières comprennent tous les
facteurs intrinsèquement liés à l’opération en tant que telle qui rendent l’extraction d’une
portion du matériel cassé se trouvant à l’intérieur du chantier d’abattage non viable. Parmi
ceux-ci se distinguent notamment les suivants :
80
i) La chargeuse-navette se voit dans l’impossibilité de recouvrer le matériel se trouvant
dans un coin du chantier, dont l’accès est restreint en fonction de sa géométrie et/ou
de la disposition du matériel cassé après le sautage ;
ii) Les dimensions de la chargeuse-navette, notamment celles du godet, ne permettent
pas d’aller recouvrer une portion du matériel cassé ;
iii) Il existe des erreurs systématiques et/ou des impossibilités de manœuvrabilité au
moment d’effectuer l’opération de chargement qui obligent à laisser une portion du
matériel cassé en place ;
iv) Suite au sautage, il existe une granulométrie trop fine qui rend impraticable le recou-
vrement d’une portion du matériel cassé par l’équipement de chargement ;
v) Suite au sautage et/ou à des effondrements, il existe des blocs dont la granulométrie
est trop grande pour que leur chargement et manutention puissent être effectués par
la chargeuse-navette. Dépendamment de leur localisation à l’intérieur du chantier
d’abattage, ces blocs de granulométrie grossière peuvent empêcher également l’ex-
traction du matériel de granulométrie inférieure qui normalement aurait pu être
chargé par l’équipement, comme le montre la Figure 1.16.
Notons que, dans ce dernier cas, le protocole et l’analyse des coûts de chaque mine per-
mettront parfois la réalisation d’un sautage secondaire afin de rendre possible le
81
recouvrement de ces blocs. Il faut toutefois remarquer que cela requiert une bonne coordi-
nation logistique et la possibilité d’effectuer l’opération à distance, sans aucun risque pour
la sécurité des travailleurs.
En plus, au moment de décider de l’application dudit sautage secondaire, la quantité et la
qualité du tonnage du matériel qui serait éventuellement abandonné en place jouent aussi
un rôle fondamental — par exemple, un faible tonnage provenant d’un chantier à teneur
élevée pourrait, dans certains cas, justifier un sautage secondaire, tandis qu’un tonnage
élevé provenant d’un chantier à teneur marginale pourrait ne pas le faire. Aussi faut-il noter
que la continuité de la séquence de minage, les besoins de production ainsi que le temps
et le personnel nécessaires pour la réalisation du sautage secondaire peuvent déterminer
que cette option s’avère peu intéressante.
Figure 1.16 Matériel cassé qui sera abandonné en place (en rouge) suite à la présence
d’un bloc majeur
D’autre part, parmi les conditions économiques pouvant se trouver à l’origine du matériel
cassé abandonné en place, il est possible d’en distinguer les suivantes :
82
i) La réalisation d’un échantillonnage sur place et/ou les évaluations montrent que la
teneur du matériel cassé n’est pas économique ;
ii) Il existe des raisons justifiées de croire que la probabilité d’occurrence d’une chute
de terrain ou d’un effondrement majeur est élevée et que, dans une telle situation,
le risque de perdre ou d’endommager sérieusement l’équipement de chargement est
imminent. Cette condition est illustrée sur la Figure 1.17. Voici que l’on remarque un
autre avantage de l’utilisation des CMS pour contrôler les limites du chantier d’abat-
tage post sautage, car celle-ci permet, dans certaines situations, de détecter des
zones potentiellement instables. Aussi faut-il mentionner que les chargeuses-na-
vettes télécommandées, en ayant un système de caméra installé, les opérateurs
sont capables de repérer à distance, dans certains cas, des petits effondrements
rocheux pouvant indiquer la possibilité d’un évènement majeur.
Figure 1.17 Matériel cassé abandonné en place (en rouge) suite au risque d’endommager
ou de perdre un équipement à la suite d’un effondrement
83
Quoi qu’il en soit, la situation du matériel cassé et abandonné en place doit être abordée
prudemment, d’autant plus qu’elle peut englober toutes les catégories du matériel, à savoir :
minerai de toutes provenances confondues, stérile et remblai, et ce, dans une proportion
différente. En plus, si Planeta et al. (2013) ont déjà fait mention du matériel cassé et aban-
donné en place comme l’une des causes des pertes opérationnelles de minerai, le fait que
la littérature n’offre pratiquement pas de pistes en ce qui concerne l’inclusion d’un tel phé-
nomène dans la méthodologie d’évaluation de la performance technique des chantiers
d’abattage exige qu’il y soit porté une attention spéciale.
Bien évidemment, les situations impliquant du matériel cassé abandonné en place sont à
éviter lorsque possible. Malgré tout, l’expérience montre qu’elles arrivent de façon assez
récurrente dans les mines (Denis Fleury, communication personnelle)10. Il s’ensuit que des
outils doivent être établis pour tenir compte de ces évènements au niveau de l’évaluation
de la performance technique des chantiers d’abattage pendant l’opération minière et, éven-
tuellement, au niveau de la pertinence de leur inclusion dans la méthodologie d’estimation
de la réserve minérale utilisée lors de la planification minière long terme ainsi que dans les
études de faisabilité. Néanmoins, non seulement la nature propre desdits évènements rend
presque impossible de les quantifier de manière exacte, mais ils peuvent également ajouter
une problématique supplémentaire au moment d’évaluer avec précision la performance
technique des chantiers d’abattage, notamment lorsqu’ils cachent des bris sous profil et/ou
10 Au moment de la communication, Denis Fleury est chef ingénieur à la mine Éléonore (Goldcorp).
84
hors-profil, qui ne pourront ainsi pas être détectés par le CMS, comme le démontre la Figure
1.18.
Figure 1.18 Bris sous profil (en bleu) caché par le matériel cassé abandonné en place (en
rouge)
Sur ces entrefaites — vue qu’aucune définition ni méthodologie de calcul, telles que pré-
sentées au long de ce chapitre, ne l’évoque directement —, deux options sont
envisageables afin d’intégrer le matériel cassé abandonné en place au moment de réaliser
la réconciliation des tonnages aux différentes étapes de l’opération minière :
i) Soit l’équipe d’ingénierie estime qu’il est légitime de conjecturer que tout le matériel
cassé abandonné en place est constitué de minerai, en simplifiant ainsi les calculs
à posteriori et venant, de ce fait, ajouter ce matériel comme faisant partie du tonnage
des pertes opérationnelles de minerai ;
ii) Soit l’équipe d’ingénierie estime qu’il est possible d’assumer que tout le matériel se
trouvant à l’intérieur du chantier d’abattage s’est mélangé de façon homogène après
le sautage. Notons que cette option exige de déterminer les portions de stérile, de
85
remblai et de minéral de toutes provenances qui composent le matériel cassé qui
sera abandonné en place. Or, bien que l’utilisation des facteurs — qui seront définis
plus loin dans le deuxième chapitre — permette de réaliser une telle catégorisation,
certaines situations pourraient invalider l’hypothèse concernant l’homogénéité du
matériel se trouvant à l’intérieur du chantier d’abattage, notamment :
o Lorsqu’une portion du matériel s’est ajoutée après le sautage, particulière-
ment dans le cas d’effondrements des épontes non-minéralisées, des parois
ou du toit, par des raisons géotechniques ;
o Lorsque le stérile, le minerai, le remblai ainsi que tout matériel pouvant se
retrouver dans le chantier d’abattage possèdent une différence importante
au niveau de leur masse volumique ;
o Lorsque le stérile, le minerai, le remblai ainsi que tout matériel pouvant se
retrouver dans le chantier d’abattage possèdent une différence importante
au niveau de leurs granulométries respectives ;
o Lorsque l’abandon du matériel cassé à l’intérieur du chantier d’abattage se
produit après la chute d’un bloc majeur.
L’expérience indique que la première alternative, soit la supposition du matériel cassé aban-
donné en place comme étant du minerai, est la plus amplement utilisée dans l’industrie au
86
niveau de l’opération minière (Martin Perron, communication personnelle)11, fort probable-
ment en vertu des raisons susmentionnées. Bien évidemment, le choix d’une option ou
d’une autre relève exclusivement de la pratique et des politiques de chaque compagnie
minière ou de l’équipe responsable, et jamais l’intention n’a été de montrer préférence pour
une alternative particulière, mais plutôt de mettre en évidence l’importance du matériel
cassé abandonné en place en ce qui concerne son inclusion pour les calculs de perfor-
mance technique des chantiers d’abattage, tout en faisant noter les différentes façons de
procéder qui s’offrent, leurs avantages et leurs inconvénients.
De ce fait, quelle que soit la manière choisie pour gérer le matériel cassé abandonné en
place, elle doit être connue au moment d’assigner les divers composants de chaque chantier
dans la méthodologie d’évaluation de leur performance technique — notamment lorsque
des comparaisons par rapport à la planification sont faites —, surtout en ce qui a trait à la
quantité de la réserve minérale effectivement minée. Il est également à noter que, toujours
dans l’étape de réconciliation, une pratique assez récurrente dans l’industrie afin déterminer
le tout-venant correspondant à chaque chantier consiste à dénombrer les godets que les
chargeuses-navettes ont soutirés de chaque chantier d’abattage. Cette façon de procéder,
passablement imprécise, ne tient pas compte du facteur de remplissage des godets et, dans
11 Au moment de la communication, Martin Perron est surintendant de la géologie à la mine Éléonore (Goldcorp).
87
certains cas où un surplus de tonnage existe dans un niveau en question, oblige une répar-
tition uniforme du matériel dans tous les chantiers qui se retrouvent sur ledit niveau (Daniel
Vallières, communication personnelle)12.
L’auteur de cette thèse tient à souligner que, vu le développement des technologies de
balayage au laser et leur utilisation accrue depuis quelques années — lesquelles ont été
mentionnées antérieurement dans ce chapitre — et celles qui pourraient voir le jour dans le
futur, il est tout à fait avantageux pour les mines de profiter au maximum de l’information
provenant des CMS. En effet, la meilleure façon de déterminer le tout-venant et ses diffé-
rents composants qui seront intégrés, pour chaque chantier d’abattage, à la méthodologie
d’évaluation de leur performance technique devrait avoir comme base l’image tridimension-
nelle obtenue par ces outils, d’où l’importance d’accorder à cette tâche un rôle majeur,
notamment par rapport au traitement de l’information et à la qualité de cette dernière.
1.7 Conclusions
La méthode d’exploitation par chambres vides offre des conditions particulièrement favo-
rables pour le contexte et les caractéristiques d’un grand pourcentage des gisements
souterrains au Québec et au Canada, surtout au niveau de la sécurité des travailleurs. L’ex-
périence acquise en ce qui concerne l’application de cette méthode dans l’industrie a fait en
sorte qu’elle devienne le choix standard, ce qui a stimulé la réalisation de nombreuses
12 Au moment de la communication, Daniel Vallières est directeur des projets souterrains à IAMGOLD Corporation, bureau de
Longueuil.
88
études visant la facilitation et le développement de sa conception et mise en pratique pour
des conditions semblables — l’utilisation de ladite méthode dans le cas de trois mines qui
exploitent ou qui visent des horizons à grande profondeur, collaborant dans ce projet, con-
firme cette idée. Or, les défis qui sont communément associés au minage en grande
profondeur risquent de se traduire par des performances techniques décevantes au niveau
des chantiers d’abattage et par des écarts opérationnels de plus en plus importants, ce qui
pourrait remettre en question l’utilisation de cette méthode d’exploitation comparativement
à des méthodes plus sélectives.
Par ailleurs, les modifications à la norme NI 43-101, introduites en cherchant à mieux ré-
pondre aux besoins de l’industrie, ont mis en relief l’importance de posséder des modèles
d’estimation précise des pertes et de la dilution opérationnelles du minerai. Cependant, les
résultats proportionnés par les modèles existants ne répliquent pas nécessairement la réa-
lité rencontrée au moment de l’extraction — aucun modèle n’a d’ailleurs été élaboré pour
l’estimation des pertes opérationnelles de minerai, laquelle se voit généralement limitée à
un pourcentage historique. Qui plus est, toute l’information n’est souvent pas disponible au
moment d’effectuer l’étude de faisabilité. Les ingénieurs sont alors portés à estimer la dilu-
tion et à effectuer les provisions pour les pertes à une plus grande échelle. Néanmoins, les
limites planifiées des chantiers d’abattage demeurent comme la référence de base pendant
l’exploitation minière, alors que la méthodologie d’évaluation appliquée lors de l’étude de
faisabilité n’utilise qu’en partie les mêmes éléments et les niveaux de détails qui sont cou-
rants au niveau de la pratique minière, c’est-à-dire durant l’opération.
89
Par ailleurs, lorsque la mine est en opération, des nouvelles estimations sont réalisées par
les équipes de planification stratégique, en fonction de la performance réelle et, pour cer-
taines opérations minières, en incluant des catégories pour la réconciliation du matériel en
provenance des chantiers d’abattage qui font état d’un niveau de détail non-intégré à celui
des études de faisabilité. Il en résulte que le langage utilisé, aux différents niveaux miniers,
pour évaluer les paramètres et les facteurs qui définissent la performance technique des
chantiers d’abattage, dépend du niveau d’information disponible et, de ce fait, rend difficile,
voire inadéquates les comparaisons avec la méthodologie d’évaluation présentement en
usage. En effet, il a été constaté que les compagnies minières préfèrent, de façon générale,
ne pas baser leur processus de planification minière sur les estimations faites lors de l’étude
de faisabilité, car ces dernières témoignent des écarts importants par rapport à la réalité de
l’opération en cours. Ces limitations au niveau de la méthodologie d’estimation et d’évalua-
tion de la performance technique risquent d’augmenter davantage les difficultés au moment
de réconcilier la réalisation avec la planification faite, obtenant une performance technique
réelle des chantiers d’abattage mal représentée.
Dans cette même optique, les nombreuses définitions existantes pour les pertes et notam-
ment pour la dilution du minerai ne facilitent pas les comparaisons entre les différentes
opérations. Plus particulièrement, Planeta et Szymansky (2007) rapportent que, pour le cas
de la dilution, les multiples méthodes de calcul peuvent conduire à des conclusions erronées
lorsque la source n’indique pas la méthode utilisée lors des analyses. Cette situation, à la
connaissance de l’auteur de cette thèse, se présente fréquemment. D’ailleurs, la plupart des
90
efforts dans la recherche scientifique se sont concentrés dans l’élaboration des méthodes
cherchant à prédire la dilution de façon indirecte comme conséquence des effondrements.
Pourtant, les difficultés au moment d’estimer cette dilution, qui doit maintenant faire partie
intégrante de la réserve minérale lors de l’étude de faisabilité, peuvent mener à des hypo-
thèses conservatrices pour en doter le projet d’une marge additionnelle — qui pourrait se
traduire, au niveau de l’opération, par exemple, par l’adoption d’une valeur fixée à l’avance
et attribuée à tous les chantiers ou zones de la mine, sans distinction. Qui plus est, les deux
modèles existants pour estimer la dilution opérationnelle, à savoir les modèles numériques
et les modèles empiriques, prennent des approches plutôt liées à la mécanique des roches
et, bien que certains aient abordé les potentiels impacts économiques, ils n’ont pas cherché
à modifier la méthodologie d’évaluation présentement en usage. Ainsi, bien qu’ils puissent
éventuellement contribuer à l’obtention d’informations concernant l’ampleur des effondre-
ments, il est essentiel que la méthodologie d’évaluation puisse intégrer adéquatement cette
information.
De plus, ce chapitre a abordé une situation habituellement ignorée lors de l’évaluation de la
performance technique des chantiers d’abattage et pour laquelle aucune méthode de pro-
céder standardisée n’existe : le matériel cassé abandonné en place. Les différentes
situations pouvant mener à un tel phénomène ont été analysées ainsi que les deux ap-
proches les plus couramment utilisées dans l’industrie afin de les gérer, à savoir l’inclusion
de ce matériel en tant que perte opérationnelle de minerai ou l’utilisation des facteurs afin
91
de déterminer les portions réelles de minerai et de stérile formant ce matériel et sa prove-
nance. Bien que le fait de statuer définitivement comment cette situation doit être traitée
échappe aux objectifs de cette thèse, une discussion s’imposait vu que la non-considération
de cette réalité, assez fréquemment rencontrée lors des opérations minières, pouvait affec-
ter directement l’évaluation de la performance technique. Ainsi, les principaux avantages et
inconvénients de procéder d’une ou l’autre façon ont été soulignés. Sur cet aspect, l’auteur
tient à mentionner que l’idéal, concernant l’évaluation de la performance technique des
chantiers d’abattage, est que celle-ci soit effectuée sans l’utilisation de formules trop com-
plexes ou difficiles à appliquer, car celles-ci pousseraient l’industrie vers l’emploi de
paramètres moins précis mais plus pratiques. D’autre part, dans l’éventualité qu’une mine
en opération soit particulièrement touchée par cette situation et qu’elle représente des ton-
nages importants en relation au tonnage typique d’un chantier d’abattage, il serait
souhaitable, au lieu d’essayer d’intégrer ces évènements pendant la réconciliation, de foca-
liser les efforts afin d’identifier les raisons qui se trouvent à l’origine du matériel cassé
abandonné en place en vue de prendre les mesures jugées adéquates pour les éviter.
Enfin, ce chapitre a permis de faire le point sur les limitations en ce qui concerne la métho-
dologie actuelle d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage, alors
que seulement deux paramètres principaux servent comme base : la dilution et les pertes
opérationnelles de minerai, dont les définitions et méthodes de calcul ont été abordées et
discutées largement dans le chapitre précédent. L’analyse détaillée de cette façon de pro-
céder, ainsi que la revue des outils dont l’industrie dispose en ce moment, ont permis de
92
mettre en évidence des lacunes au niveau de la littérature concernant un certain nombre de
situations particulières pouvant se produire dans les opérations minières. En effet, aucune
des définitions existantes n’aborde un aspect très sensible qui touche la dilution et les
pertes opérationnelles, à savoir le cas où des effondrements se produisent dans la zone
minéralisée d’un chantier adjacent à celui qui est en exploitation.
Or, cette situation pose un problème. En effet, puisqu’un tel évènement ne peut pas être
catalogué comme une perte, il devrait être inclus dans la notion de dilution. Cependant,
étant donné qu’il comporterait l’ajout du minerai au chantier, c’est-à-dire une augmentation
de la quantité de métal qui sera effectivement soutirée et envoyée à l’usine de traitement
pour sa récupération, son effet ne correspond pas non plus avec la définition la plus basique
de la dilution. Il s’en suit une situation nébuleuse. Si cette « dilution opérationnelle » vient
enrichir un chantier, avec la possibilité de fausser les résultats concernant la dilution opéra-
tionnelle réelle des épontes et les vraies pertes opérationnelles, elle reste tout de même
comme étant le résultat des aspects liés à la dilution opérationnelle et devrait, en consé-
quence, être traitée en tant que telle avec les ajustements nécessaires. De plus, en ayant
soustrait une portion du minerai du chantier adjacent, il s’avère tout à fait utile pour la plani-
fication court terme d’avoir la possibilité de considérer un paramètre qui tienne compte de
cette situation afin d’apporter les corrections pertinentes sur la réserve minérale des chan-
tiers affectés avant qu’ils ne soient exploités. Il s’avère donc souhaitable, voire nécessaire
d’effectuer une révision des outils, des définitions et des méthodes de calcul permettant de
mieux caractériser et d’évaluer la performance technique des chantiers d’abattage.
93
Chapitre 2
Optimisation de la méthodologie d’évaluation de la per-
formance technique des chantiers d’abattage
2.1 Introduction
La nature rationnelle, basée sur des améliorations progressives, guide tout modèle et mé-
thodologie tentant de décrire une réalité. Habituellement, pour le cas d’évènements
complexes qui comportent plusieurs scénarios et une multitude de variables, cette descrip-
tion débute par une simplification qui prend en compte l’essence du phénomène étudié, à
savoir les caractéristiques qui intéressent davantage. Évidemment, il arrive que, lorsque des
situations plus spécifiques de la problématique sont analysées, la méthodologie initialement
proposée ne parvient pas à les expliquer, s’avérant insuffisante, ou bien le modèle sur lequel
elle se base ne les considère simplement pas. Il est constaté, à ce moment, que des préci-
sions doivent être ajoutées pour élargir le champ d’action du modèle et inclure ainsi ce
nouveau contexte dans l’établissement d’une méthodologie d’application pratique et ro-
buste.
Le cas de l’extraction du matériel à l’intérieur des chantiers d’abattage en est un exemple.
En effet, les circonstances propres à l’industrie minière, décrites dans les chapitres précé-
dents, ainsi que la non-existence dans le passé de logiciels capables d’intégrer
94
adéquatement et de traiter en détail l’information provenant de l’arpentage au laser — l’in-
térieur d’un chantier exploité par la méthode longs trous (chantier ouvert) après le
sautage —, ont dérivé en une réduction de toutes les situations possibles à celles qui
étaient, à ce moment-là, critiques. Le modèle qui en a résulté s’est montré majoritairement
effectif dans la représentation d’une réalité au milieu d’une industrie qui a pour acquis que
les écarts entre la planification et la réalité sont inévitables. Subséquemment, la méthodo-
logie qui en a découlé a été axée sur deux concepts fondamentaux, abordés de manière
détaillée au préalable dans cette thèse, à savoir : la dilution et les pertes de minerai.
Or, l’exploitation de gisements de plus en plus complexes, visant des horizons en grande
profondeur avec des zones minéralisées très irrégulières et composées de lentilles dissé-
minées ou de veinules éparpillées, comme le présentent deux mines collaborant dans ce
projet (Goldcorp, 2014 ; IAMGOLD, 2012), fait preuve de la nécessité d’étudier les possibi-
lités couvertes par les définitions courantes qui s’appliquent aux concepts de dilution et de
pertes de minerai, tout autant que les limitations à l’évaluation de la performance technique
des chantiers d’abattage qui peuvent en découler. Les lacunes identifiées, en ce qui a trait
à l’utilisation et aux possibles confusions engendrées par l’emploi de différentes méthodo-
logies de calcul de la dilution opérationnelle — énoncées dans le chapitre antérieur —,
supportent tout à fait cette démarche. Lesdites limitations justifient en outre l’élaboration
d’une méthodologie d’évaluation améliorée de la performance technique des chantiers
d’abattage, dont l’application se verrait renforcée si son utilisation permet de comparer adé-
quatement et avec les mêmes éléments entre les différents niveaux miniers — faisabilité,
95
planification, opération. En ce sens, les avancées technologiques survenues dans les der-
nières années en matière des logiciels miniers hautement spécialisés — Vulcan®, Surpac®
ou Deswik®, par exemple —, ayant permis l’intégration transversale de l’arpentage des
chantiers ouverts, le modèle géologique et le modèle de blocs qui définit la planification
minière, ouvrent la porte au développement d’une nouvelle méthodologie d’évaluation de la
performance technique des chantiers d’abattage.
En effet, la collaboration étroite avec l’industrie minière a permis de constater, durant la
réalisation de cette thèse, que les avancées technologiques susmentionnées permettent à
l’opération minière de se doter d’une panoplie de paramètres détaillés non requis au niveau
des études de faisabilité — utilisés néanmoins par les ingénieurs lors du processus de ré-
conciliation. Il en résulte que les valeurs de performance technique estimées lors de l’étude
de faisabilité, notamment celles de dilution et de pertes opérationnelles de minerai, ne puis-
sent être adéquatement comparées avec celles de l’opération minière. Plus communément,
les ingénieurs préféreront développer une statistique indépendante, sur la base des résul-
tats opérationnels réconciliés, qui sera mise en application par l’équipe de planification
stratégique, soit dans la planification minière du court terme — c’est-à-dire l’exploitation des
chantiers d’abattage selon le séquencement prévu, au jour le jour —, soit dans la planifica-
tion minière du long terme — c’est-à-dire l’exploitation d’une zone complète du gisement —
en respectant les besoins de production et d’opération requis, parfois en dépit des valeurs
préconisées originalement dans l’étude de faisabilité.
96
De ce fait, ce chapitre cherche à optimiser la méthodologie d’évaluation de la performance
technique des chantiers à partir des lacunes de connaissances rencontrées, surtout au ni-
veau de l’opération minière sur la base des définitions qui se voient, aujourd’hui, limitées
par rapport à toute l’information dont les équipes de géologie et d’ingénierie disposent. En
ce sens, le chapitre présente des améliorations qui modifient la méthodologie d’évaluation
afin de mieux profiter de toute l’information disponible en implémentant de nouveaux para-
mètres et facteurs de performance technique qui reflètent des circonstances particulières
rencontrées dans la pratique des mines étudiées. De telles améliorations visent tout parti-
culièrement les chantiers d’abattage, car il semble tout à fait judicieux que les celles-ci
puissent concorder avec ce que la pratique minière utilise couramment pour l’évaluation de
la performance technique. En effet, Planeta et al. (2013) signalent que l’estimation des va-
leurs opérationnelles à intégrer dans le calcul de la réserve minérale devrait se baser sur
les expériences antérieures, c’est-à-dire la statistique des mines pour les différentes condi-
tions géotechniques et techniques. Il en va de même pour les améliorations, puisqu’elles
visent à diminuer les écarts opérationnels entre les différents niveaux miniers.
Loin de vouloir complexifier les procédures, l’inclusion des paramètres et facteurs dévelop-
pées pour la méthodologie d’évaluation améliorée, dès le début d’un projet, s’avère tout à
fait adéquate, d’autant plus que l’information provenant des bases de données actuelles et
détaillées devrait faciliter leur compréhension. En conséquence, l’introduction de nouveaux
paramètres et facteurs de performance technique, dont il est question dans le présent cha-
pitre, vise à mettre les écarts opérationnels au centre de l’élaboration d’une méthodologie
97
d’évaluation plus robuste, capable de mieux reproduire la complexe réalité minière. C’est
pourquoi, dans cette thèse, la méthodologie d’évaluation développée préconise l’utilisation
du même langage afin de rendre les comparaisons adéquates — en prenant le chantier
d’abattage comme base de référence. Car ce sont finalement les données statistiques qui
en découlent qui, plus tard, permettront aux ingénieurs de faire les estimations appropriées
lors des futures études de faisabilité dans des conditions semblables. Un avantage d’appli-
cation d’une telle méthodologie est que, en étant à l’origine des études de faisabilité initiales
qui seraient de moins en moins éloignées de la réalité minière, elle viendrait renforcer la
crédibilité desdites études auprès des investisseurs, en favorisant le développement des
futurs projets miniers.
2.2 Définition et développement de paramètres et facteurs de perfor-
mance technique pour la méthodologie d’évaluation améliorée
Pour bien évaluer la performance technique d’un chantier, il est nécessaire de comprendre
la façon dont fonctionne un chantier d’abattage tout en sachant que la mesure de ses limites
a toujours été difficile en raison de la méthode d'exploitation par chambres vides (Henning
et Mitri, 2008). Ainsi, une compréhension exhaustive de tout ce qui peut se passer à l’inté-
rieur d’un chantier d’abattage est indispensable afin de définir correctement les bons outils
d’évaluation de la performance technique de celui-ci. Cela fait tout particulièrement appel
aux différentes combinaisons au niveau des matériaux qui peuvent conformer les bris hors-
profil et leur situation par rapport au reste des chantiers dans la séquence de minage. Par
98
après, à partir des possibilités qui en découlent, l’établissement d’une méthodologie d’éva-
luation améliorée doit être accompagné de facteurs de performance qui seront adaptés à
ce nouvel éventail de possibilités, en tenant compte non seulement de la réalisation (l’opé-
ration minière), mais aussi des estimations exigées au niveau de la planification minière et
de la faisabilité.
Ces possibilités sont illustrées sur la Figure 2.1 — en incluant toutes les situations qui de-
vraient être prises en considération pour le passage adéquat à la réserve minérale, en
concordance avec la norme canadienne NI 43-101 — et appliquées au niveau d’un chantier
d’abattage, c’est-à-dire en laissant ouverte la possibilité d’estimer chacun des éléments
mentionnés, tant pour la planification que pour la réalisation, en considérant également la
catégorisation effectuée antérieurement de la composition du matériel effondré, présentée
au préalable sur la Figure 1.13. En ce sens, il est à noter que, dans le cas des mines exploi-
tant des gisements irréguliers (lentilles éparpillées ou veinules disséminées), certains
paramètres peuvent être estimés par les géologues, lors de l’opération et durant l’étape de
réconciliation, soit suite à une rétro-analyse des designs d’ingénierie (planifié versus CMS)
comparé avec le modèle géologique, soit en se basant sur l’historique des effondrements
pour des conditions géologique semblables (Martin Perron, communication personnelle)13.
13 Au moment de la communication, Martin Perron est surintendant de la géologie à la mine Éléonore (Goldcorp).
99
On estime donc le minerai et le soustrait au total de l’effondrement (le restant étant du sté-
rile).
Figure 2.1 Éléments composant la méthodologie proposée d’estimation de la réserve mi-
nérale d’un chantier (à gauche) versus réserve minérale extraite d’un chantier (à droite)
Comme le montre la Figure 2.1, au niveau de la planification, la réserve initiale à l’intérieur
des limites du chantier d’abattage, « Ri », constitue le point de départ. Ensuite, les concepts
de pertes et dilution opérationnelles, « Pe » et « De », respectivement, sont ajoutés, ayant
toujours comme référence le chantier d’abattage en question. Notons que la dilution opéra-
tionnelle estimée a deux composants : une partie de stérile opérationnel estimé, « Se », et
une partie de remblai opérationnel estimé, « Re ». Puis, la minéralisation opérationnelle
Réserve initiale à l'intéreur du
chantier (Ri)
Pertes opérationnelles
estimées (Pe)
Dilution opérationnelle estimée
(De) (De=Se+Re)
Remblai opérationnel
réalisé (Rr)
Remblai opérationnel
estimé (Re)
Stérile opérationnel
réalisé (Sr)
Stérile opérationnel
estimé (Se)
Réserve initiale à l'intéreur du
chantier (Ri)
Pertes opérationnelles
réalisées (Pr)
Pla
nif
ica
tio
n
Minéralisation opérationnelle
hors-profil estimée (Moe)
(Moe=Mae+Mée)
Ré
alis
atio
n
(TV=Ri-Pr+Dr+Mor)
Tout-venant (TV)Réserve minérale estimée
(Rme) (Rme=Ri-Pe+De+Moe)
Minéralisation opérationnelle
hors-profil réalisée (Mor)
(Mor=Mar+Mér)
Minerai des chantiers
adjacents estimé (Mae)
Minerai des chantiers
adjacents réalisé (Mar)
Matériel minéralisé des
épontes estimé (Mée)
Matériel minéralisé des
épontes réalisé (Mér)
Dilution opérationnelle réalisée
(Dr) (Dr=Sr+Rr)
100
hors-profil estimée, « Moe », a été introduite pour bien tenir compte de la multiplicité des
situations possibles au sein du chantier d’abattage, notamment des effondrements compor-
tant du minéral, à savoir : le minerai des chantiers adjacents estimé de s’effondrer, « Mae »,
et le matériel minéralisé des épontes estimé de s’effondrer, « Mée »14.
Bien évidemment, de telles estimations peuvent être faites, comme mentionné précédem-
ment, en utilisant la statistique propre à l’exploitation intégrée avec le modèle géologique en
ce qui concerne les pertes planifiées de minerai pour les gisements irréguliers. Finalement,
la réserve minérale estimée d’un chantier d’abattage, « Rme », c’est-à-dire le tout-venant
estimé, s’obtient en soustrayant « Pe » à « Ri » et en y ajoutant « De » et « Moe ». Il va de
soi que l’analyse et le décorticage sont identiques lorsqu’il s’agit de la réalisation : les élé-
ments ne font que changer l’indice « e » par « r ».
En tenant compte des concepts susmentionnés, il est approprié de préciser les définitions
des paramètres qui aideront à établir les facteurs de performance des chantiers d’abattage
sur lesquels se basent les améliorations proposées à la méthodologie d’évaluation de la
performance technique des chantiers d’abattage. Ces définitions sont exposées au Tableau
2.1.
14 Il est à noter que l’un des composants de la minéralisation opérationnelle hors-profil estimée, à savoir « Mae », n’affecte pas
la réserve minérale totale estimée. En effet, lorsque la mise à jour de la réserve des chantiers est correctement effectuée, la
portion minéralisée que l’on ajoute à la réserve minérale d’un chantier d’abattage doit être soustraite au moment de calculer
la réserve minérale du chantier adjacent lors de son exploitation.
101
Tableau 2.1 Définition de paramètres de performance technique des chantiers d’abattage
Écart des pertes opérationnelles (Ep) Ep = Pr − Pe
Écart de dilution opérationnelle (Ed) Ed = Dr −De
Écart de minéralisation opérationnelle hors-profil (Em) Em = Mor −Moe
Variation opérationnelle de minéral (Vom) Vom = Em − Ep
Minéral planifié à extraire à l’intérieur des limites du chantier (Mpe) Mpe= Ri − Pe +Moe
Minéral extrait à l’intérieur des limites du chantier (Me) Me = Ri − Pr +Mor
Comme présentés sur le Tableau 2.1, trois nouveaux paramètres de performance technique
ont été introduits dans le but d’effectuer des comparaisons par rapport aux estimations faites
à l’échelle du chantier d’abattage. Ces nouvelles définitions, en concordance avec les élé-
ments présentés précédemment sur la Figure 2.1, incluent :
i) L’écart des pertes opérationnelles, « Ep » : correspond à la différence entre les
pertes opérationnelles réalisées, « Pr », et les pertes opérationnelles estimées,
« Pe » ;
ii) L’écart de dilution opérationnelle, « Ed » : correspond à la différence entre la dilution
opérationnelle réalisée, « Dr », et la dilution opérationnelle estimée, « De » ;
iii) L’écart de minéralisation opérationnelle hors-profil, « Em » : correspond à la diffé-
rence entre la minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée, « Mor », et la
minéralisation opérationnelle hors-profil estimée, « Moe ».
102
Ainsi, plus ces trois écarts tendent vers zéro, mieux a été l’estimation (planification) par
rapport à la réalisation. Dans le même sens, lorsque lesdits écarts sont supérieurs à zéro,
cela indique que les pertes opérationnelles, la dilution opérationnelle et/ou la minéralisation
opérationnelle hors-profil ont été plus élevées que prévu, tandis que lorsque les écarts sont
inférieurs à zéro, les pertes, la dilution et la minéralisation opérationnelles ont été moindres
que prévu.
Aussi, un autre paramètre permettant d’évaluer efficacement la performance technique a
été introduit : il s’agit de la variation opérationnelle de minéral, « Vom », qui correspond à la
soustraction de l’écart des pertes opérationnelles, « Ep », par l’écart de minéralisation opé-
rationnelle hors-profil, « Em ». Son introduction permet de faire le bilan, en tonnage, entre la
quantité de minéral non récupérée suite aux pertes opérationnelles et le minéral qui s’est
ajouté au chantier suite aux effondrements minéralisés de différentes provenances. Notons
que, lorsqu’aucun des termes n’est égal à zéro et que « Vom » l’est, il y a eu un remplace-
ment du minéral perdu (bris sous profil) avec le minéral qui s’est ajouté au chantier
d’abattage.
Par ailleurs, puisqu’il s’avère toujours utile pour l’industrie d’avoir les limites des chantiers
d’abattage comme référence importante au niveau de l’opération et de la planification mi-
nières — car il s’agit là de l’unité primaire d’exploitation en ce qui concerne le design et le
contrôle de la séquence déterminée pour la méthode —, il convient de faire le départ entre
le minéral planifié à extraire à l’intérieur desdites limites, « Mpe », et le minéral qui y a été
103
effectivement extrait, « Me ». Ces deux paramètres serviront également à évaluer la perfor-
mance technique des chantiers d’abattage à travers l’utilisation des facteurs qui s’intègrent
dans la méthodologie proposée et qui seront définis dans les prochaines sections du présent
chapitre.
Dans l’optique de clarifier les avantages de tous les paramètres introduits, le Tableau 2.2
montre différents scénarios analysés pour un chantier d’abattage typique de 15000 t, repré-
sentatif du tonnage rencontré à la mine Éléonore.
Tableau 2.2 Exemple d’application des paramètres de performance technique des chan-
tiers d’abattage (planification, réalisation et performance)
Scénario
Niveau/Paramètre 1 2 3 4 5 6
Ri (t) 15000 15000 15000 15000 15000 15000
Planification
Pe (t) 0 750 750 750 750 750
De (t) 0 3000 3000 750 3000 3000
Moe (t) 0 0 1500 0 750 500
Réalisation
Pr (t) 1050 750 900 500 450 700
Dr (t) 3000 3000 3500 800 2500 2450
Mor (t) 0 0 1650 1000 800 400
Performance
Ep (t) 1050 0 150 -250 -300 -50
Ed (t) 3000 0 500 50 -500 -550
Em (t) 0 0 150 1000 50 -100
Vom (t) -1050 0 0 1250 350 -50
104
Les six scénarios illustrés sur le Tableau 2.2 permettent de mieux comprendre l’application
des paramètres de performance technique introduits antérieurement tout en tenant compte
des éléments et définitions statués sur la Figure 2.1. Cette considération offre l’avantage
d’inclure les deux niveaux principaux qui intéressent davantage, à savoir la planification et
réalisation minières. Ainsi, le scénario 1 présente un cas où aucune estimation n’est faite et
que tous les résultats proviennent de la réalisation. Dans une telle situation, les paramètres
de performance technique reflètent la conformité de l’opération d’extraction par rapport aux
limites planifiées du chantier d’abattage. Le scénario 2, pour sa part, comporte des estima-
tions faites au niveau de la planification qui correspondent avec les valeurs mesurées lors
de la réalisation : tous les paramètres de performance technique sont égaux à zéro, ce qui
signifie qu’il n’y a pas eu de variation par rapport aux prévisions. Bien évidemment, dans ce
cas, la performance technique du chantier d’abattage peut être considérée comme adé-
quate, compte tenu qu’elle répond aux attentes de l’ingénierie. Notons qu’une comparaison
avec les limites planifiées du chantier en question peut être faite rapidement en se servant
des valeurs de « Pr », « Dr » et « Mor ».
Le scénario 3 présente aussi des estimations faites, mais, cette fois, ces dernières ne con-
cordent pas tout à fait avec les valeurs obtenues suite à l’exploitation du chantier, qui les
dépassent légèrement. Ce scénario montre l’utilité de la variation opérationnelle de minéral,
« Vom », car l’on peut voir que l’excès obtenu au niveau des pertes opérationnelles de mine-
rai est compensé par la minéralisation opérationnelle hors-profil (« Ep » = « Em » = 150 t),
ce qui implique que « Vom » est égal à zéro. Les scénarios 4, 5 et 6 illustrent, quant à eux,
105
des situations où un ou plusieurs des paramètres de performance technique sont négatifs
(« Ep », « Ed », « Em » et « Vom »), ce qui indique que le chantier d’abattage a mieux per-
formé que prévu, tout en offrant la possibilité de corriger ces estimations en fonction des
résultats statistiques obtenus, sans pour autant permettre la réalisation des comparaisons
avec les limites planifiées du chantier lorsque chacun des éléments a été bien identifié.
À partir des définitions et des paramètres de référence qui viennent d’être présentés, il est
maintenant possible d’ajuster ou redéfinir certains facteurs présents dans la littérature et/ou
d’en ajouter d’autres afin qu’ils puissent s’adapter aux propositions faites dans cette métho-
dologie d’évaluation développée dans le but d’apporter des précisions utiles en ce qui
concerne l’interprétation de la performance technique des chantiers d’abattage.
2.2.1 L’extraction du minéral
Une mauvaise compréhension des implications liées à la minéralisation opérationnelle hors-
profil pourrait se traduire par une interprétation erronée de la performance technique. En
effet, (Planeta et al., 2013) établissent une relation entre le pourcentage de pertes de mine-
rai et le concept de recouvrement — dont l’objectif consiste à quantifier le pourcentage des
tonnes de minerai effectivement extraites par rapport à la planification — de la façon sui-
vante :
𝑝 =𝑃
M∗ 100 ; 𝑟 =
𝑀 − 𝑃
M∗ 100 −→ 𝑟 = 100 − 𝑝
106
Où :
𝑝 : Pourcentage de pertes de minerai (%) ;
𝑟 : Pourcentage de recouvrement (%) ;
𝑃 : Tonnage de pertes de minerai (tonnes) ;
M : Tonnage de minerai en place (tonnes).
De toute évidence, le lecteur peut réaliser que, en supposant que le chantier d’abattage est
l’unité de base et que ses limites planifiées comportent la référence à considérer, suite à
une éventuelle minéralisation opérationnelle hors-profil allant au-delà du tonnage des pertes
opérationnelles dans le même chantier, la quantité totale de matériel soutiré du chantier en
question pourrait dépasser la valeur planifiée. Or, cette situation ne doit pas être confondue
avec le recouvrement du minerai — car celui-ci doit inclure les éventuels ajouts de la miné-
ralisation opérationnelle hors-profil au moment d’effectuer le calcul.
D’autre part, puisqu’au niveau de l’opération minière il est intéressant de pouvoir se compa-
rer avec les estimations faites initialement, dorénavant la dite comparaison sera faite en se
référant à une « extraction du minéral », définie comme suit :
Extraction du minéral =𝑀𝑝 − 𝑃 +𝑀𝑜
𝑀𝑝∗ 100
Où :
107
Mp : Tonnage de minerai planifié dans les limites du chantier (tonnes) ;
𝑃 : Tonnage de pertes de minerai (tonnes) ;
Mo : Tonnage de minéral provenant de la minéralisation opérationnelle hors-profil (tonnes).
Il est à noter que, si, au niveau du recouvrement du minerai (analysé dans le chapitre pré-
cédent), il est impossible d’avoir une valeur supérieure à 100% — car le dénominateur fait
référence à tout le minerai présent dans le calcul —, le concept d’extraction du minéral peut,
quant à lui, afficher des valeurs dépassant le 100% — car le dénominateur, ici, fait référence
au minerai planifié, dont le tonnage effectivement extrait de minéral peut être inférieur ou
supérieur en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage (Ibarra-Gutié-
rrez et al., 2017).
2.2.2 Pourcentage de dilution opérationnelle (PDO)
En tenant compte des définitions présentées et discutés tout au long de cette thèse, il est
possible de calculer le pourcentage de dilution opérationnelle en tant que facteur de perfor-
mance technique. Ce facteur a pour rôle d’exprimer quantitativement le rapport entre le
tonnage de matériel sans valeur économique par rapport au minéral effectivement extrait.
Comme discuté précédemment dans le premier chapitre de cet ouvrage, les méthodes de
calcul ne prenaient pas en considération toutes les situations pouvant se produire à l’inté-
rieur d’un chantier d’abattage. Il s’impose donc une nouvelle définition afin de solutionner
cette entrave :
108
PDO =Dr
Ri − Pr +Mor
∗ 100 =Dr
Me
∗ 100
Notons que, ainsi défini, le pourcentage de dilution opérationnelle prend effectivement en
compte non seulement les pertes opérationnelles de minerai réalisées, mais inclut égale-
ment la minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée comme faisant partie du matériel
qui vient ajouter de la valeur économique au chantier — en augmentant la quantité de métal
qui s’y trouve —, et qui est soutiré et envoyé à l’usine de traitement. Ladite minéralisation
opérationnelle hors-profil, en restant indéterminée dans les définitions de dilution actuelle-
ment en usage, voire non-calculée, il s’en suit une mauvaise interprétation de la
performance technique du chantier d’abattage — laquelle était fort probable de se produire
si aucune mention directe n’en était faite. Il est également possible de constater que la dé-
finition 1, présentée antérieurement au Tableau 1.3, est un cas particulier de cette nouvelle
définition, qui se produit lorsque la minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée est
nulle.
2.2.3 Pourcentage de pertes opérationnelles (PPO)
À l’image du pourcentage de dilution opérationnelle, il est également intéressant de calculer
le pourcentage de pertes opérationnelles à l’intérieur du chantier d’abattage. Ce facteur de
performance technique vise à exprimer quantitativement le rapport entre le tonnage du mi-
nerai se trouvant à l’intérieur des limites du chantier qui n’est pas extrait et le tonnage de
minerai total dans lesdites limites. Il peut être définit comme suit :
109
PPO =Pr
Ri
∗ 100
Il est à noter qu’aucun changement n’a été apporté à ce facteur, souvent utilisé dans l’in-
dustrie minière — bien que moins fréquemment et avec moins d’intérêt que le PDO —,
notamment par Planeta (2011), selon la définition qui a été mentionnée dans les travaux de
Planeta et al. (2013). Une considération doit toutefois être faite : l’inclusion ou non du mine-
rai cassé abandonné en place. Comme discuté précédemment, une décision de cette nature
dépend de la politique de la compagnie minière ou de la section d’ingénierie responsable.
Quoi qu’il en soit, cette décision doit être connue des personnes impliquées dans le traite-
ment des données afin d’éviter des erreurs d’interprétation de la performance technique des
chantiers d’abattage qui pourraient affecter négativement les jugements au niveau de la
planification minière ainsi que la façon de l’intégrer dans la méthodologie d’évaluation.
2.2.4 Pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil (PMO)
Suite à l’introduction de la minéralisation opérationnelle hors-profil dans la méthodologie
d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage, ce pourcentage permet
de quantifier quelle portion du minéral effectivement extrait correspond à du minéral qui s’est
ajouté au chantier comme conséquence des effondrements minéralisés, selon l’équation
suivante :
PMO =Mor
Ri − Pr
∗ 100
110
Si l’intérêt est porté sur les limites planifiées du chantier d’abattage, ce facteur de perfor-
mance technique peut être également interprété comme le pourcentage de minéral extrait
à l’extérieur desdites limites. Il est à noter que le PMO peut être exprimé en tant que facteur
de minéralisation opérationnelle hors-profil (FMO) selon l’équation qui suit :
FMO =Ri − Pr +Mor
Ri − Pr
= 1 +Mor
Ri − Pr
2.2.5 Facteur d’écart de l’extraction du minéral (FEEM)
Ce facteur s’inspire du « facteur de recouvrement de minerai (FRM) » originalement pro-
posé par Planeta (2001). À cette époque, avant l’entrée en vigueur des Normes de définition
de l’ICM, le FRM fut défini comme étant le quotient entre la « réserve minérale extraite » sur
la « réserve minérale », où la « réserve minérale » faisait référence au « minerai planifié à
extraire » à l’intérieur des limites du chantier, alors que la « réserve minérale extraite » était
tout simplement la « réserve minérale » moins les pertes opérationnelles subies lors de
l’exploitation du chantier (Planeta, 2001). L’objectif de ce facteur était de quantifier le pour-
centage des tonnes de minerai effectivement extraites par rapport à la planification, en
tenant comme base les limites planifiées du chantier d’abattage.
Une modification, à partir de ce facteur pour tenir compte des éléments introduits dans la
méthodologie d’évaluation de la performance technique — notamment lorsque les estima-
tions demeurent la base de comparaison au niveau de l’extraction du minerai et non pas du
111
recouvrement —, permet de définir le facteur d’écart de l’extraction du minéral (FEEM)
comme suit :
FEEM =Me
Mpe
Notons qu’un arrangement mathématique est possible :
Me
Mpe
=Ri − Pr +Mor
Mpe
=Ri − Pr +Mor + (Pe − Pe) + (Moe −Moe)
Mpe
=
=(R
i− Pe +Moe) + (Mor −Moe) − (Pr − Pe)
Mpe
=Mpe + Em − Ep
Mpe
= 1 +Vom
Mpe
Bien que Planeta et Szymanski (1997) aient fait mention d’un « recouvrement total du mi-
nerai dans le chantier », celui-ci tenait seulement compte des effondrements dans les parois
des chantiers adjacents non-exploités, alors que le FEEM, comme défini ci-dessus, consi-
dère également un éventuel ajout de matériel minéralisé des épontes à travers la variation
opérationnelle de minéral. De ce fait, puisqu’il exprime le rapport entre le tonnage de minéral
réellement extrait d’un chantier d’abattage et la quantité planifiée, il est possible de remar-
quer qu’il n’est plus lié exclusivement au pourcentage des pertes opérationnelles, en évitant
ainsi la possibilité d’effectuer une mauvaise interprétation de la performance technique — le
FEEM peut dépasser l’unité, étant donné qu’il fait référence à l’extraction du minéral et non
pas au recouvrement.
112
2.2.6 Facteur d’écart de dilution opérationnelle (FEDO)
Tout comme le FEEM, ce facteur s’inspire d’un facteur introduit par Planeta (2001) avant
l’entrée en application des Normes de définition de l’ICM : le « facteur de dilution addition-
nelle (FDA) », ayant pour but de quantifier le pourcentage des tonnes de matériel non
économique réellement extraites par rapport au tonnage économique planifié à extraire à
l’intérieur des limites planifiées du chantier d’abattage. Il était défini originalement comme le
quotient entre la somme de la « réserve minérale extraite » et le « stérile additionnel » sur
la « réserve minérale extraite ».
À l’instar du FEEM, une modification au facteur de dilution additionnelle permet de définir le
facteur d’écart de dilution opérationnelle (FEDO) pour qu’il tienne compte de la possibilité
de faire des estimations de la dilution opérationnelle au niveau de la planification :
FEDO =TV− De
Me
Notons, premièrement, qu’il faut inclure la dilution opérationnelle estimée, « De », en tant
que soustraction au tonnage du tout-venant, car l’objectif de ce facteur est d’évaluer l’écart
de la dilution opérationnelle par rapport à la valeur planifiée — le tout-venant impliquant déjà
la valeur réalisée. La base de référence du FEDO est donc le minéral effectivement extrait
à l’intérieur des limites du chantier d’abattage, « Me ». Aussi, le lecteur peut constater qu’un
arrangement mathématique est possible :
113
TV− De
Me
=Ri − Pr + Dr +Mor − De
Me
=(Ri − Pr +Mor)+(D
r− De)
Me
=
=Me + Ed
Me
= 1 +Ed
Me
Comme le montre l’équation présentée ci-avant, la définition du FEDO est liée directement
à l’écart de dilution opérationnelle, ce qui s’explique par le fait que ce facteur considère les
estimations faites au niveau de la planification. Puisque l’écart « Ed » peut être inférieur à
zéro, le FEDO peut, par conséquent, résulter en une valeur inférieure à l’unité — ce qui
signifie qu’on a dilué moins que prévu —, situation qu’il n’était pas possible de quantifier
auparavant avec le facteur de dilution additionnelle.
Nonobstant cette possibilité, toutes les situations analysées et représentées par le FDA de-
viennent un cas particulier du FEDO, car, en effet, lorsque l’intérêt est porté, au niveau de
l’opération, sur la quantification de la dilution opérationnelle « effective », c’est-à-dire en
considérant seulement la dilution opérationnelle réalisée, il suffit d’attribuer une dilution opé-
rationnelle estimée égale à zéro. Ainsi, le facteur devient :
FEDO = 1 +Dr
Me
Le lecteur réalisera que, dans cette situation particulière, le facteur FEDO est toujours égal
ou supérieur à l’unité — la dilution opérationnelle réalisée ne pouvant pas être négative —,
114
ce qui permet de compléter la caractérisation de la performance technique réellement obte-
nue.
2.2.7 Facteur de variation de la réserve à l’intérieur du chantier d’abattage (FVR)
Lorsque l’on réalise des estimations au niveau de la planification minière sur les paramètres
de performance technique d’un chantier d’abattage, il peut convenir d’exprimer la variation
de la quantité de minéral, au niveau du chantier en question, expérimentée par le tout-ve-
nant, « TV », par rapport à la réserve minérale estimée, « Rme », laquelle peut se voir
affectée par la dilution opérationnelle ainsi que par la minéralisation opérationnelle hors-
profil. Cette variation est représentée à l’aide du ratio des deux paramètres susmentionnés :
FVR =TV
Rme
Notons qu’un arrangement mathématique est possible :
TV
Rme
=Ri − Pr + Dr +Mor
Rme
=(Ri − Pe + De +Moe) + (Pe − Pr)+ (Mor −Moe)+ (D
r− De)
Rme
=
=Rme + Em − Ep + Ed
Rme
= 1 +Vom + Ed
Rme
115
Comme il était à prévoir, le FVR dépend de l’écart de dilution opérationnelle et de la variation
opérationnelle de minéral. Cela s’explique par le fait que ce facteur considère les estima-
tions faites au niveau de la planification, tandis qu’au niveau de la réalisation, le vrai tonnage
minéralisé extrait dépend, quant à lui, de la variation opérationnelle de minéral ainsi que de
l’écart de dilution opérationnelle.
2.2.8 Facteur des bris sous profil (FBSP)
La discussion entamée dans ce chapitre a permis de mettre en évidence que la réalité des
chantiers d’abattage est bien plus complexe que celle que décrivent les modèles et défini-
tions actuellement en usage, et a démontré qu’en réponse aux effondrements minéralisés,
c’est-à-dire la minéralisation opérationnelle hors-profil, les pertes opérationnelles ne sont
plus représentatives de la totalité du niveau d’extraction du minéral à l’intérieur du chantier
d’abattage. Il s’avère donc important pour l’industrie d’introduire un facteur qui puisse rendre
compte, de manière précise, du tonnage se trouvant à l’intérieur des limites planifiées d’un
chantier d’abattage qui n’a finalement pas été cassé, soit les bris sous profil (voir considé-
rations de la Figure 1.13), tout en minimisant le risque d’une interprétation erronée de la
vraie situation dudit chantier. Ce facteur peut être défini comme suit, où l’indice « r » pour le
bris sous profil indique tout simplement qu’il s’agit des valeurs obtenues au niveau de la
réalisation.
FBSP =Ri − BSPr
Ri
=Ri − Pr
Ri
116
2.2.9 Facteur des bris hors-profil (FBHP)
De manière analogue au FBSP, il doit exister un facteur qui rende compte des bris hors-
profil, d’autant plus que ceux-ci, comme discuté préalablement dans cette thèse, risquent
de se voir mal interprétés par une utilisation fautive des autres paramètres de performance
technique des chantiers d’abattage, notamment lorsque le pourcentage de dilution opéra-
tionnelle est considéré comme étant le seul facteur déterminant l’ampleur des
effondrements qui ont dépassé les limites planifiées du chantier. Il a été démontré que cette
façon de procéder est incomplète, car les possibilités pendant l’exploitation d’un chantier
d’abattage sont plus vastes et il faut tenir compte de la minéralisation opérationnelle hors-
profil. L’équation présentée ci-après reflète cette réalité et permet de définir le facteur des
bris hors-profil (FBHP) :
FBHP =Ri − Pr + BHPr
Ri − Pr
=Ri − Pr + Dr +Mor
Ri − Pr
Étant donné que l’un des aspects à surveiller pour les mines exploitant ou visant des hori-
zons en profondeur est celui de la redistribution des contraintes suite à la réalisation des
excavations nécessaires pour le déroulement du minage et de la séquence tels que prévus,
il s’avère que le FBHP est un outil pour en faire un suivi adéquat et, de ce fait, ne pas
négliger la dimension effective des excavations qui pourraient augmenter les risques que
des événements sismiques ou des instabilités majeures se produisent.
117
Par ailleurs, le lecteur doit remarquer que, suite à l’interprétation des résultats du CMS, le
FBHP et le FBSP permettent de calculer le tout-venant à partir de la réserve minérale à
l’intérieur du chantier et, ainsi, d’avoir une autre façon de vérifier et contrôler la performance
technique des chantiers d’abattage, surtout à l’étape de réconciliation. En effet, à partir des
équations définies précédemment, il est possible de constater la relation suivante :
Ri ∗ FBSP ∗ FBHP = Ri ∗Ri − Pr
Ri
∗Ri − Pr +Dr +Mor
Ri − Pr
= Ri − Pr + Dr +Mor = TV
De nouveau, les scénarios présentés au Tableau 2.2 sont ci-après repris pour illustrer quan-
titativement les avantages de l’utilisation des tous les facteurs de performance technique
des chantiers d’abattage définis au long de ce chapitre ainsi que la façon dans laquelle
ceux-ci doivent être interprétés (Tableau 2.3).
Tableau 2.3 Exemple d’application des facteurs de performance technique des chantiers
d’abattage (planification, réalisation et performance)
Scénario
Niveau/Paramètre 1 2 3 4 5 6
Ri (t) 15000 15000 15000 15000 15000 15000
Planification
Pe (t) 0 750 750 750 750 750
De (t) 0 3000 3000 750 3000 3000
Moe (t) 0 0 1500 0 750 500
Réalisation
Pr (t) 1050 750 900 500 450 700
Dr (t) 3000 3000 3500 800 2500 2450
Mor (t) 0 0 1650 1000 800 400
Autres
118
Mpe (t) 15000 14250 15750 14250 15000 14750
Me (t) 13950 14250 15750 15500 15350 14700
TV (t) 16950 17250 19250 16300 17850 17150
Facteurs
PDO 21,5% 21,1% 22,2% 5,2% 16,3% 16,7%
PPO 7,0% 5,0% 6,0% 3,3% 3,0% 4,7%
PMO 0,0% 0,0% 11,7% 6,9% 5,5% 2,8%
FEEM 0,93 1,00 1,00 1,09 1,02 1,00
FEDO 1,22 1,00 1,03 1,003 0,97 0,96
FEDO (De=0) 1,22 1,21 1,22 1,05 1,16 1,17
FVR 1,13 1,00 1,03 1,09 0,99 0,97
FBSP 0,93 0,95 0,94 0,97 0,97 0,95
FBHP 1,22 1,21 1,37 1,12 1,23 1,20
Validation
Ri x FBSP x FBHP 16950 17250 19250 16300 17850 17150
Du Tableau 2.3, il convient de faire remarquer que, comme le montrent les scénarios 4 et
5, si le minéral supplémentaire dû à la minéralisation opérationnelle hors-profil dépasse
l’écart des pertes opérationnelles, le FEEM est supérieur à 1. Cela veut dire que les effon-
drements au niveau du minerai des chantiers adjacents et/ou du minéral des zones
minéralisées des épontes, malgré les pertes subies dans le chantier d’abattage, produisent
un tonnage de minéral extrait excédentaire par rapport au tonnage planifié pour le chantier
en question.
Aussi faut-il porter une attention particulière lorsque la variation opérationnelle de minéral
est nulle et qu’il y a de la minéralisation opérationnelle hors-profil (scénario 3). Une telle
situation fait en sorte que le FEEM soit égal à 1, en indiquant que le tonnage de minéral
extrait correspond à 100% de l’estimation faite. Bien que cela soit vrai, le résultat pourrait
119
induire à l’erreur en révélant une performance technique optimale de l’opération, alors qu’il
y a eu un écart au niveau des pertes opérationnelles qui a été compensé par ladite minéra-
lisation opérationnelle hors-profil. C’est d’ailleurs l’une des problématiques que les
définitions précédentes, concernant l’évaluation de la performance technique, ne couvraient
pas.
En effet, comparons les scénarios 1 et 2. Tandis que le premier scénario, sans effondre-
ments minéralisés, présente un PPO de 7% et que son FEEM est de 93%, on pourrait être
porté à croire que, dans le deuxième scénario, si le PPO est égal à 5%, que le FEEM devrait
correspondre à 95%, ce qui n’est pas le cas. Par ailleurs, il est possible de constater les
différences au niveau du FEDO impliquant la dilution opérationnelle comparée ou effective.
Ainsi, alors que le FEDO est égal à l’unité pour le scénario 2, le FEDO(De=0) est de 1,21 pour
le même scénario. De fait, si l’on considère les estimations réalisées au niveau de la plani-
fication dans le scénario en question, elles concordent parfaitement avec les résultats de la
réalisation minière ; il n’y a donc pas eu d’écart de dilution opérationnelle, tandis que, effec-
tivement, il y a eu une dilution opérationnelle réalisée.
Les scénarios 5 et 6 permettent de constater, à leur tour, des situations où le FEDO se voit
inférieur à l’unité suite à une surestimation de la dilution opérationnelle. Ils permettent éga-
lement de réaliser l’effet de la variation opérationnelle de minéral et de l’écart de dilution
opérationnelle sur les estimations faites concernant la réserve minérale, représenté par le
FVR. Pour arriver à des conclusions plus réalistes sur la vraie performance technique des
120
chantiers d’abattage, il faut donc accompagner les trois nouveaux paramètres de perfor-
mance définis auparavant — à savoir l’écart des pertes opérationnelles, l’écart de dilution
opérationnelle et l’écart de minéralisation opérationnelle hors-profil —, ainsi que la variation
opérationnelle de minéral, de tous les facteurs introduits dans ce chapitre comme étant un
ensemble.
2.3 Conclusions
Afin de répondre aux limitations et en tenant compte des lacunes de connaissances concer-
nant la méthodologie actuelle d’évaluation de la performance technique des chantiers
d’abattage, telles qu’énoncées dans le chapitre précédent, une méthodologie d’évaluation
améliorée a été développée.
Premièrement, un nouveau concept, celui de la minéralisation opérationnelle hors-profil, a
été introduit pour bien considérer toutes les possibilités à l’intérieur du chantier au niveau
de la réalisation pour qu’elles soient estimées lors de l’étape de la planification. À cet égard,
deux sources peuvent être à l’origine de ladite minéralisation opérationnelle hors-profil : les
effondrements dans les parois des chantiers adjacents et les effondrements au niveau des
épontes où il se trouvait du minéral non prévu pour être recouvré, c’est-à-dire une perte
planifiée de ressource minérale. D’ailleurs, seulement la réalisation d’un arpentage au laser
en trois dimensions du chantier rend possible la détection d’un effondrement minéralisé,
après la comparaison avec le modèle de blocs et les interprétations géologiques. L’intro-
duction du concept de minéralisation opérationnelle hors-profil vise ainsi à combler une
121
lacune qui risquait de fausser la performance technique réelle des chantiers tout en faisant
une représentation inexacte des valeurs des pertes et dilution opérationnelles. Ce concept
a permis de démontrer que les pertes et la dilution, à elles seules, ne suffisent pas pour
expliquer toutes les conjonctures qui surviennent pendant l’exploitation d’un chantier d’abat-
tage.
En second lieu, plusieurs paramètres de performance technique ont également été intro-
duits dans le but de mieux répondre aux exigences de la norme canadienne NI 43-101. L’un
des principaux avantages de ces derniers est le fait qu’ils permettent d’évaluer facilement
la performance technique des chantiers d’abattage à partir des écarts constatés, que ce soit
par rapport aux estimations faites, s’il y a lieu, ou par rapport aux limites planifiées desdits
chantiers. De ce fait, ces nouveaux paramètres, à savoir : l’écart des pertes opérationnelles,
« Ep » ; l’écart de dilution opérationnelle, « Ed » ; et l’écart de minéralisation opérationnelle
hors-profil, « Em », possèdent un caractère intuitif. En effet, s’ils présentent des valeurs su-
périeures à zéro, les prévisions ont été sous estimées, tandis que si leurs valeurs sont
inférieures à zéro, les prévisions faites auront été surestimées. De plus, un autre paramètre
introduit, la variation opérationnelle de minéral, « Vom », permet d’élucider la situation en lien
avec le bilan de minerai laissé en tant que bris sous profil et compensé par la minéralisation
opérationnelle hors-profil. Étant donné que tous ces paramètres proviennent de la catégori-
sation faite à la Figure 2.1 et que chacun de ces éléments peut être obtenu à partir du
balayage au laser (CMS) du chantier d’abattage, il est donc crucial que le traitement de cette
122
information soit fait soigneusement et qu’il serve de base de référence pour l’évaluation de
la performance technique des chantiers d’abattage.
Dans la même optique, plusieurs facteurs ont été définis ou modifiés pour qu’ils complètent
l’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage et puissent couvrir tous
les fronts afin de minimiser les possibilités d’erreurs d’interprétation. Selon l’auteur, la défi-
nition présentée de pourcentage de dilution opérationnelle est à privilégier, car elle diminue
considérablement ces risques. Il doit être également noté que tous les facteurs auxquels
cette section fait référence utilisent le tonnage du matériel en question — ou une autre unité
de masse quelconque —, sans avoir à considérer les teneurs correspondantes. Puisque
l’accent de cette thèse est mis sur les répercussions de la dilution et des pertes opération-
nelles de minerai ainsi que sur les limitations et l’optimisation possibles concernant leurs
évaluations respectives, l’hypothèse que l’addition ou la soustraction du minéral est valide
a été faite lorsque les matériaux concernés dépassent en tout moment la teneur de coupure
déterminée pour le projet. Bien évidemment, la teneur étant toujours très variable, même à
l’intérieur d’un seul chantier d’abattage, l’utilisation d’une teneur moyenne qui est par après
comparée avec ladite teneur de coupure est pratique courante. Néanmoins, il serait tout à
fait intéressant d’introduire un facteur de variation de la teneur qui pourrait venir compléter
les autres facteurs et servir de lien entre les données provenant de la géologie qui ont servi
de base pour l’élaboration du modèle de blocs et celles résultant de l’usine de traitement.
Un tel facteur peut être défini comme le quotient de la teneur du minéral effectivement extrait
123
à l’intérieur des limites du chantier, « Me », sur la teneur du minéral planifié à extraire à
l’intérieur desdites limites, « Mpe ».
Finalement, les améliorations apportées à la méthodologie d’évaluation ainsi que les nou-
veaux facteurs et paramètres de performance technique des chantiers d’abattage définis
dans ce chapitre cherchent à s’adapter à la pratique minière en s’inspirant de l’expérience
et du travail des entreprises qui collaborent dans ce projet, tout en essayant de répondre
aux problématiques réelles auxquelles elles font face. Parmi ces dernières, on souligne no-
tamment le fait que, pendant la réalisation de l’étude de faisabilité exigée par la norme
canadienne NI 43-101, les effondrements minéralisés qui sont à l’origine de la minéralisation
opérationnelle hors-profil et la dilution opérationnelle ainsi que les pertes opérationnelles de
minerai puissent être particulièrement difficiles à estimer. L’auteur de cette thèse entend
ainsi, à travers l’incorporation de cette méthodologie d’évaluation, collaborer à un rappro-
chement entre les études faisabilité, la planification long-terme et la pratique minière de tous
les jours en proposant des paramètres qui viennent compléter le scénario de la méthodolo-
gie traditionnelle. Tout en sachant que le continuel développement des technologies pourrait
contribuer à augmenter la précision, le détail et la qualité des données dans un futur rap-
proché, la méthodologie d’évaluation utilisée doit être flexible et capable d’intégrer ces
nouvelles informations. Enfin, puisque toute étude de faisabilité est basée sur l’expérience
de personnes qualifiées et que celles-ci ne peuvent pas négliger le caractère empirique
124
propre à l’industrie minière, il sied qu’une même méthodologie d’évaluation puisse être em-
ployée à tous les niveaux afin de tendre à une diminution des écarts globaux entre la réalité
et les estimations faites, tout en ajoutant de la valeur aux projets miniers.
125
Chapitre 3
Implications économiques de la méthodologie modifiée
d’évaluation de la performance technique des chantiers
d’abattage
3.1 Introduction
L’exploitation d’un gisement se déroule rarement selon le scénario prévu, ni à l’étape de
l’étude de faisabilité ni au niveau de la planification minière. Comme discuté précédemment
dans cette thèse, les ingénieurs doivent, en fonction de la méthode de minage utilisée et
des conditions géomécaniques propres au contexte de la zone minéralisée à exploiter, es-
timer les pertes et la dilution opérationnelles afin de calculer la réserve minérale selon ce
que la norme canadienne NI 43-101 stipule pour les études de faisabilité. Lorsque l’exploi-
tation est en cours, les ingénieurs sont confrontés, à l’échelle du chantier d’abattage, à des
écarts plus ou moins importants par rapport auxdites estimations. Il en résulte que le ton-
nage et la teneur du tout-venant effectivement extrait et envoyé à l’usine de traitement de
minerai ne correspondent plus avec les valeurs planifiées.
Les écarts susmentionnés sont, souvent, plus évidents lorsque le gisement est exploité avec
la méthode par chambres vides (chantier ouvert). En effet, bien que cette méthode offre des
nombreuses caractéristiques qui favorisent son utilisation — se référer au premier chapitre
126
pour plus de détails —, sa mise en pratique rend difficile le suivi des limites planifiées des
chantiers d’abattage ainsi qu’un contrôle efficace de leurs stabilités (Planeta et Szymanski,
1997). Il va de soi qu’une telle situation peut favoriser lesdits écarts, en affectant de manière
négative la performance technique et économique des chantiers d’abattage qui en résulte.
Au cours de cette thèse doctorale il a été démontré qu’il existe des limitations en ce qui
concerne la méthodologie d’évaluation de la performance technique et des améliorations
ont été introduites en conséquence afin d’intégrer les écarts rencontrés au niveau de l’opé-
ration. Il reste pour autant à mettre en évidence l’impact que ces derniers peuvent avoir du
point de vue économique. Évidemment, ce dernier aspect détermine incontestablement la
rentabilité de tout projet minier.
Or, la collaboration étroite avec l’industrie minière dans la réalisation du projet dans lequel
cette thèse s’encadre a permis de cibler des insuffisances en ce qui a trait à l’évaluation de
l’impact que les écarts des pertes et de la dilution opérationnelles du minerai ont sur les
aspects économiques du projet minier. En effet, au niveau de la planification minière, le coût
unitaire d’opération est évalué par tonne de tout-venant estimé, c’est-à-dire par tonne de
minéral planifié à extraire, alors qu’au niveau de la réalisation, le tonnage et la teneur ne
sont plus les mêmes. Cette façon de procéder ne tient pas compte des potentiels écarts
ayant pu se produire et rend ainsi très difficile, voire impossible, toute comparaison raison-
nable entre les coûts aux différents niveaux miniers. Une telle situation risque de se traduire
non seulement par une hypothétique lecture erronée du coût unitaire réel d’opération, mais
127
également par la possibilité d’induire l’erreur au moment d’interpréter la performance tech-
nique des chantiers d’abattage.
En poursuivant la ligne d’investigation entamée par Planeta (2013), reprise et élargie dans
une étude antérieure (Ibarra-Gutiérrez et al., 2016), ce chapitre cherche à analyser et à
évaluer l’impact négatif lorsque des écarts se produisent en ce qui a trait à l’estimation des
aspects déterminant la performance technique des chantiers d’abattage sur les paramètres
économiques de l’opération. Ladite évaluation, qui reprend les améliorations proposées au
niveau de la méthodologie d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abat-
tage, a permis d’apporter les corrections nécessaires dans le but de doter l’industrie minière
d’un outil efficace pour effectuer des comparaisons adéquates entre la planification et la
réalisation minières. Pour ce faire, les analyses considèrent la réalité complexe des chan-
tiers d’abattage — décrite par les définitions et facteurs de performance technique qui ont
été introduits dans le chapitre précédent —, puis abordent le rôle que la teneur du tout-
venant peut jouer sur les répercussions que les aspects contrôlant la performance technique
auront sur lesdits paramètres économiques.
Bien que le côté économique stricto sensu dépasse la portée de la présente thèse, cette
dernière ne remplirait pas entièrement son but de déterminer l’ampleur des limitations et
d’améliorer les aspects liés à la méthodologie d’évaluation de la performance technique des
chantiers d’abattage sans considérer l’impact que ladite performance technique peut avoir
128
sur quelques aspects économiques. En effet, puisque ce côté détermine finalement la via-
bilité du projet minier, ce sont les répercussions à ce niveau qui démontrent l’intérêt et
l’importance d’utiliser correctement l’information en lien avec l’accomplissement des objec-
tifs d’exploitation au sein du chantier d’abattage.
Enfin, il convient de préciser qu’aucune donnée financière sensible n’a été demandée aux
entreprises minières collaborant dans ce projet. Toutes les valeurs présentées par la suite
dans ce chapitre ne correspondent qu’à celles qui ont été rendues publiques dans les réfé-
rences correspondantes.
3.2 Relations entre le coût unitaire d’opération et les paramètres de
performance technique du chantier d’abattage15
Puisque la planification minière fait progresser l’extraction du gisement chantier par chantier
selon la séquence d’exploitation prédéterminée par la méthode de minage, il est absolument
logique que l’évaluation de la performance technique de l’opération soit faite en relation aux
15 Les relations qui sont à l’origine de cette section proviennent, comme indiqué précédemment, des travaux initiés par Planeta
(2013), puis continués par Ibarra-Gutiérrez et al (2016). Il a été question, ici, d’élargir l’application des formules présentées
dans les travaux susmentionnés, en intégrant les facteurs proposés dans cette thèse — en fonction des écarts — afin de
considérer les cas généraux. Le lecteur peut voir que les situations abordées par Planeta (2013) deviennent un cas particulier
des formules proposées dans cet ouvrage lorsque le contexte différent auquel l’auteur ci-avant cité fait mention est appliqué.
129
chantiers d’abattage. La méthodologie améliorée proposée conserve ainsi l’approche utili-
sée dans les mines et prend en considération le degré de réalisation des objectifs par
rapport à la planification.
Il est important de noter que, au niveau de cette planification, le coût unitaire d’opération
constitue une estimation du vrai coût, et que c’est au niveau de la réalisation minière que
l’on peut ajuster le coût unitaire et ses éléments en conséquence. De tels ajustements doi-
vent faciliter la quantification et la prise en considération de l’impact de la performance
technique des chantiers en ce qui concerne le côté économique du projet. Afin de mettre en
évidence les répercussions associées à cette situation, il convient d’analyser en détail le
comportement des éléments du coût unitaire d’opération en présence des différents scéna-
rios de performance technique des chantiers d’abattage.
Comme mentionné précédemment, le coût unitaire d’opération est exprimé en unité moné-
taire par quantité de matériel minéralisé — dollars canadiens par tonne de minéral planifié
à extraire, dans le contexte de cette étude —, ce qui implique que la valeur supputée de
chacun des éléments qui le conforment devrait être basée sur les estimations faites de
pertes opérationnelles, de dilution opérationnelle et de minéralisation opérationnelle hors-
profil. Il résulte donc légitime d’affirmer que, lorsque des écarts se produiront en relation à
ces paramètres suite à l’exploitation du chantier d’abattage — c’est-à-dire la quantité de
130
minéral et/ou de matériel soutiré de l’intérieur dudit chantier varie —, il y aura des répercus-
sions directes sur le coût unitaire d’opération — celui-ci dépendant du tonnage — en
fonction de tels changements.
Par surcroît, bien que le coût unitaire, comme défini dans le premier chapitre de cette thèse
doctorale, d’opération soit exprimé en fonction du tonnage, il faut distinguer au sujet de « la
qualité » dudit tonnage. En effet, la quantité de matériel minéralisé contenue dans la réserve
minérale planifiée à extraire du chantier d’abattage, sur laquelle le coût unitaire d’opération
est estimé, peut différer de la quantité finale de minéral contenue dans le tout-venant effec-
tivement extrait et envoyé à l’usine de traitement minéralurgique. En conséquence, en ce
qui concerne la présente thèse, lorsque le coût unitaire d’opération exprimé fait référence à
la quantité de minéral effectivement extraite à l’intérieur des limites du chantier d’abattage
par rapport à la réserve minérale estimée à extraire, « Rme », il sera abrégé en « CM » ;
lorsque la référence est le tout-venant par rapport à ladite réserve minérale estimée, il sera
abrégé en « CTV ».
De ce fait, une analyse détaillée des variations pouvant se produire au niveau des compo-
sants du coût unitaire d’opération s’impose dans l’objectif de déterminer l’impact du point de
vue économique, mais aussi avec l’intention de bien saisir cette influence afin de l’intégrer
correctement dans la méthodologie proposée pour qu’elle puisse être gérée efficacement
par l’industrie, compte tenu de la réalité complexe des chantiers d’abattage. Pour mieux
131
faire, les éléments présentés préalablement au Tableau 1.4 seront décortiqués en considé-
rant leur possible variation suite à l’exploitation d’un chantier d’abattage typique.
En plus, dans l’optique de mieux quantifier la répercussion des paramètres définissant la
performance technique des chantiers d’abattage sur le coût unitaire d’opération, les diffé-
rentes situations qui seront abordées dans les sections qui suivent considèreront un
exemple numérique fictif représentant des valeurs pour chacune des composants préala-
blement mentionnés pour le coût unitaire d’opération (voir le Tableau 3.1). Pour qu’un tel
exemple puisse servir de référence à la réalité qui concerne les mines visant l’exploitation
en profondeur par la méthode de chambres vides dans les conditions québécoises, les va-
leurs présentées dans le Tableau 3.1 se basent dans les estimations initialement faites pour
deux compagnies collaborant dans cette étude (Goldcorp, 2014 ; IAMGOLD, 2012), regrou-
pées selon la catégorisation élaborée par Planeta et Paraszczak (2001). Il est à noter que,
dans les mines, tous les éléments du coût unitaire d’opération sont exprimés, i) par tonne
de réserve minérale planifiée à extraire, au niveau de l’opération — tout-venant estimé —,
et ii) par tonne de tout-venant extrait, au niveau de la réalisation.
Tableau 3.1 Exemple numérique des valeurs typiques des éléments du coût unitaire
d’opération estimé pour des mines visant l’exploitation en profondeur au Québec
Élément Valeur (CAD/t)
Coût de minage (C1=C1.1 + … + C1.6)
Coût des travaux préparatoires (C1.1)
28,55
Coût de services, soutènement et support (C1.2)
132
Coût de forage et sautage (C1.3)
Coût de soutirage et transport (C1.4) 8,76
Coût de remblayage (C1.5) 15,01
Autres coûts (C1.6) 17,46
Coût de traitement à l’usine minéralurgique (C2) 29,77
Coûts indirects (C3) 21,22
Coût unitaire d’opération estimé (CM = C1+ C2+ C3) 120,77
3.2.1 L’impact isolé de la variation opérationnelle de minéral (« Vom ») sur le coût
unitaire d’opération
Cette section analyse le comportement des éléments composant le coût unitaire d’opération
dans un contexte où, à l’étape de la réalisation minière, la valeur de la dilution opérationnelle
est telle qu’estimée au niveau de la planification minière, c’est-à-dire l’écart de dilution opé-
rationnelle, « Ed », comme défini dans le chapitre précédent, est égal à zéro. Toutes les
différences entre la planification et la réalisation minières proviennent donc de la variation
opérationnelle de minéral, « Vom ». Ainsi, les analyses qui s’ensuivent utilisent le facteur
d’écart de l’extraction du minéral, « FEEM », qui dépend directement de la « Vom » (se réfé-
rer aux définitions présentées dans le chapitre précédent), afin de mettre en évidence
l’impact de ladite variation sur l’aspect économique qui touche le coût unitaire d’opération.
Dans une telle situation, « CM » et « CTV » sont équivalents, car il n’y a pas de matériel sans
valeur économique s’ajoutant au chantier d’abattage — le minéral extrait correspond exac-
tement au tout-venant.
133
Il est à noter que, en ce qui concerne l’exploitation d’un chantier d’abattage, c’est l’étape du
sautage qui établit le moment à partir duquel les bris hors et sous profil se produisent (se
référer à la Figure 1.13). Il s’ensuit que les éléments du coût unitaire d’opération se trouvant
avant et après le sautage seront influencés différemment selon la variation opérationnelle
de minéral, « Vom ». En effet, les dépenses associées au coût des travaux préparatoires
(C1.1), au coût de services, soutènement et support (C1.2), et au coût de forage et sautage
(C1.3), ayant toutes été estimées et exprimées en fonction du tonnage du minéral planifié à
extraire à l’intérieur des limites du chantier, « Mpe », la correction suivante permet de tenir
compte de la performance technique réelle du chantier d’abattage16 :
C1.1′ =C1.1
FEEM
C1.2′ =C1.2
FEEM
C1.3′ =C1.3
FEEM
Où :
16 Ici, l’on prend comme hypothèse que les effondrements minéralisés sont provoqués uniquement par l’aspect géomécanique
et non pas par le côté opérationnel, telle la déviation des trous de forage. Dans ce cas, le coût de forage et sautage est nul
pour la production de ces matériaux, sans quoi il y aurait un coût associé (Planeta, 2013).
134
C1.1’ ; C1.2’ et C1.3’ : Coût unitaire des travaux préparatoires ; de services, soutènement
et support ; et de forage et sautage corrigés en fonction de la performance technique, res-
pectivement.
Notons que le comportement des coûts unitaires corrigés, comme présentés par les équa-
tions indiquées ci-dessus, dépend du facteur d’écart de l’extraction du minéral, « FEEM »,
ou, autrement dit, de la variation opérationnelle de minéral, « Vom ». En effet, lorsque cette
dernière est positive — ce qui indique qu’il y a eu un ajout de minéral au chantier d’abattage
par rapport aux estimations faites —, le FEEM est supérieur à l’unité et le coût unitaire cor-
rigé diminue. D’autre part, lorsque la Vom est négative, le FEEM est inférieur à l’unité et, de
ce fait, le coût unitaire corrigé augmente. Le raisonnement derrière cette correction est le
suivant : les dépenses étant déjà effectuées, c’est ce montant d’argent en question, connu
au préalable en fonction des mètres nécessaires à forer et aux autres considérations men-
tionnées précédemment, qui est divisé par le tonnage du Mpe pour obtenir le coût unitaire
estimé. Par exemple, si la valeur estimée de C1.1, C1.2 ou C1.3 est de 10 CAD/t et que Mpe
correspond à 10 000 tonnes, cela veut dire que la dépense faite atteint les 100 000 CAD.
Cependant, lorsqu’au niveau de l’opération, le minéral effectivement extrait change, le coût
unitaire change en conséquence et sa valeur réelle s’obtient à travers le quotient entre la
dépense faite sur ce nouveau tonnage, ce qui peut être résumé par les équations présen-
tées auparavant.
135
Contrairement aux composants du coût unitaire de minage susmentionnés dont les activités
ont lieu avant le sautage, tous les éléments restants du coût unitaire d’opération, y compris
C2 et C3 — à l’exception du coût de remblayage, qui sera analysé séparément dans cette
même section —, répondent à des activités dont le coût implique la manipulation directe du
tonnage effectif résultant de la réalisation minière17.
Or, comme mentionné ci-avant, il faut porter une attention particulière au coût unitaire de
remblayage. En effet, la Vom considère dans son calcul l’écart des pertes opérationnelles,
« Ep », ainsi que l’écart de minéralisation opérationnelle hors-profil, « Em », tous deux com-
portant une soustraction où l’on tient compte d’un paramètre estimé. Ceci implique que
« Ep » et « Em » présenteront une valeur négative lorsque les valeurs réalisées n’atteindront
pas les valeurs initialement estimées. Du point de vue mathématique, la Vom prend une va-
leur positive lorsque Em > Ep. Ainsi, trois situations principales sont possibles pour que le
FEEM dépasse l’unité :
i) En fonction de la minéralisation opérationnelle hors-profil : la quantité de minéral
effectivement extrait à l’intérieur des limites du chantier d’abattage excède celle qui
avait été planifiée lorsque la minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée,
« Mor », dépasse considérablement les estimations faites, « Moe », alors que, soit
l’écart des pertes opérationnelles, « Ep », est minime — il y a eu une concordance
17 Le lecteur doit noter que cela n’est pas toujours vrai en fonction des dépenses incluses dans la section « autres ». Cepen-
dant, la plupart des éléments ne s’ajustant pas à cette condition impliquent des dépenses négligeables par rapport aux
composants les plus importants du coût unitaire d’opération pour lesquelles cette affirmation est valide.
136
entre les pertes opérationnelles estimées, « Pe », et les pertes opérationnelles réali-
sées, « Pr » —, soit la valeur des effondrements minéralisés à l’origine de la
minéralisation opérationnelle hors-profil suffit pour compenser tout écart au niveau
des pertes opérationnelles, en dépassant sa valeur. Autrement dit, le minéral sup-
plémentaire qui s’est ajouté au chantier d’abattage provient majoritairement des
effondrements minéralisés ;
ii) En fonction de l’écart des pertes opérationnelles : la quantité de minéral effective-
ment extrait à l’intérieur des limites du chantier d’abattage excède celle qui avait été
planifiée lorsque les pertes opérationnelles estimées, « Pe », dépassent considéra-
blement les pertes opérationnelles réalisées, « Pr », tandis que l’écart de
minéralisation opérationnelle hors-profil, « Em », est minime — il y a eu une concor-
dance entre la minéralisation opérationnelle hors-profil estimée, « Moe », et la
minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée, « Mor ». Autrement dit, le minéral
supplémentaire qui s’est ajouté au chantier d’abattage provient majoritairement
d’une mauvaise estimation des pertes opérationnelles, c’est-à-dire il y a eu, en réa-
lité, beaucoup moins de pertes que prévu, donc une quantité supérieure de minéral
extraite ;
iii) Une combinaison des deux situations susmentionnées, c’est-à-dire le minéral sup-
plémentaire qui s’est ajouté au chantier d’abattage provient d’une combinaison de
minéralisation opérationnelle hors-profil dépassant les estimations et d’une diminu-
tion des pertes opérationnelles obtenues en relation à la planification faite.
137
Quelle que soit la situation, il est à noter qu’une Vom supérieure à l’unité implique une aug-
mentation du tonnage à remblayer. En effet, lorsque la minéralisation opérationnelle hors-
profil réalisée dépasse les estimations faites, ou lorsque les pertes opérationnelles ont été
surestimées, la situation se traduit par un tonnage supplémentaire de minéral extrait du
chantier d’abattage et, par conséquent, par une augmentation directement proportionnelle
du coût unitaire de remblayage. Bien évidemment, le cas contraire, c’est-à-dire une diminu-
tion du tonnage extrait à cause d’une Vom inférieure à l’unité — accompagnée d’une
diminution proportionnelle du coût unitaire de remblayage —, est également valide pour les
raisons énoncées précédemment. Il s’ensuit que le coût unitaire de remblayage (C1.5) doit
être corrigé afin de tenir compte de la performance technique réelle du chantier d’abattage,
ce qui peut être effectué à l’aide de l’équation suivante18 :
C1.5′ = C1.5 ∗ FEEM
Où :
C1.5’: Coût unitaire de remblayage corrigé en fonction de la performance technique.
Notons que, dans un contexte de variation opérationnelle de minéral sans écart de dilution
opérationnelle — le soutirage progresse selon un taux d’extraction constant afin de combler
les besoins de l’usine de traitement —, quelques situations se distinguent concernant la
18 Puisque ledit tonnage supplémentaire est associé à un volume – celui-ci arpenté par le CMS – et qu’il se pourrait, éventuel-
lement, que la masse volumique et/ou le facteur de foisonnement du matériel impliqué diffèrent selon sa provenance, un
ajustement est possible – normalement inclus au niveau de l’estimation du coût unitaire initial. L’équation présentée est à
utiliser une fois cet ajustement effectué.
138
variation du minéral effectivement extrait par rapport à la réserve minérale initialement esti-
mée à l’intérieur du chantier d’abattage :
i) Lorsque la variation opérationnelle de minéral, « Vom », est négative, on a extrait
moins de minéral que prévu, ce qui se traduit par une diminution de la quantité de
minéral par rapport à la réserve minérale estimée à l’intérieur des limites du chantier
d’abattage. Afin de maintenir le taux de production requis, d’autres chantiers devront
être minés, en entraînant une diminution de la durée de vie de la mine et une altéra-
tion au niveau de la séquence de minage ;
ii) Lorsque la variation opérationnelle de minéral, « Vom », est positive, on a extrait plus
de minéral que prévu. Ceci exige de bien différencier parmi les composants du mi-
néral supplémentaire, à savoir : le minéral qui s’est ajouté suite à la minéralisation
opérationnelle hors-profil — soit le minerai provenant des chantiers adjacents,
« Mar », et le minéral provenant des zones minéralisées des épontes, «Mér » —, et
le minerai qui s’est ajouté suite aux pertes opérationnelles surestimées. Faire une
telle différenciation est tout à fait possible en utilisant correctement l’information ob-
tenue lors des arpentages effectués à l’aide du CMS ou d’autres outils
technologiques. Une fois cette différenciation réalisée, la quantité de minéral par
rapport à la réserve minérale estimée à l’intérieur du chantier d’abattage peut se voir
affectée comme suit :
139
o Une augmentation de la quantité de minéral par rapport à la réserve minérale
estimée du chantier lorsqu’il s’agit d’extraire du minerai provenant des chan-
tiers adjacents d’abattage — mais aucune variation dans la quantité de
minéral par rapport à la réserve minérale totale, car cette augmentation en-
traîne une diminution équivalente dans la réserve minérale du chantier voisin
concerné. Le tonnage correspondant doit être considéré au niveau de la pla-
nification court terme afin d’actualiser le design, si nécessaire, des chantiers
touchés par cette situation. Si le design reste inchangé, il doit toutefois tenir
compte du remblai qui sera ajouté et miné à l’intérieur des limites planifiées
des chantiers adjacents impliqués ;
o Une augmentation de la quantité de minéral par rapport à la réserve minérale
estimée du chantier d’abattage — et une augmentation dans la quantité to-
tale de minéral par rapport à la réserve minérale totale — lorsqu’il s’agit
d’extraire de la roche minéralisée provenant des épontes ou d’avoir moins
de pertes opérationnelles que prévu. Bien que cette situation puisse paraître
bénéfique, il faut toutefois réaliser que ledit surplus de minéral, notamment
lorsqu’il provient des effondrements minéralisés des épontes, «Mér », peut
entraîner d’autres difficultés concernant la stabilité du chantier d’abattage ou
le respect de la séquence de minage. Subséquemment, tous les facteurs de
performance technique définis préalablement dans le troisième chapitre de
cette thèse doivent être analysés afin de décrire intégralement la réalité de
la réalisation minière.
140
Un résumé de l’impact isolé de la variation opérationnelle de minéral sur les éléments com-
posant le coût unitaire d’opération est présenté au Tableau 3.2.
Tableau 3.2 Impact isolé de la variation opérationnelle de minéral, « Vom », sur les élé-
ments du coût unitaire d’opération
Composant du
coût unitaire de minage
Correction
Par rapport au
tout-venant (TV)
Par rapport au minéral ef-
fectivement extrait (Me)
Coût des travaux prépara-
toires (C1.1) C1.1
'(TV) =
C1.1
FEEM C1.1
'(M) =
C1.1
FEEM
Coût de soutènement et
support (C1.2) C1.2
'(TV) =
C1.2
FEEM C1.2
'(M) =
C1.2
FEEM
Coût de forage et sautage
(C1.3) C1.3
'(TV) =
C1.3
FEEM C1.3
'(M) =
C1.3
FEEM
Coût de soutirage et trans-
port (C1.4) C1.4
'(TV) = C1.4 C1.4
'(M) = C1.4
Coût de remblayage (C1.5) C1.5'(TV) = C1.5 ∗ FEEM C1.5
'(M) = C1.5 ∗ FEEM
Autres coûts (C1.6) C1.6'(TV) = C1.6 C1.6
'(M) = C1.6
Coût de traitement de mine-
rai (C2)
C2(TV) = C2 C2(M) = C2
Coûts indirects (C3) C3(TV) = C3 C3(M) = C3
141
Enfin, le calcul du coût unitaire d’opération corrigé suite à la performance technique des
chantiers d’abattage, dans les conditions susmentionnées, peut être obtenu selon l’équation
présentée à continuation, dont l’impact sur le coût unitaire d’opération de l’exemple énoncé
au Tableau 3.1 est illustré graphiquement sur la Figure 3.1 :
CM = CTV =C1.1 + C1.2+ C1.3
FEEM+ C1.5 ∗ FEEM+ C1.4+ C1.6+ C2 +C3
Figure 3.1 Impact de la variation opérationnelle de minéral (représentée par le FEEM) sur
le coût unitaire d’opération
De l’analyse du graphique présenté sur la Figure 3.1 ainsi que de l’équation qui l’origine, il
est possible de constater que le coût unitaire d’opération corrigé en raison de la performance
technique des chantiers d’abattage, dans la situation particulière considérée — présence
de variation opérationnelle de minéral sans écart de dilution opérationnelle —, peut, dans
certains cas, être inférieur aux estimations initialement faites.
0.00
50.00
100.00
150.00
200.00
250.00
300.00
350.00
400.00
0 0.5 1 1.5 2 2.5
Co
ût
un
itai
re d
'op
éra
tio
n (
CA
D/t
)
Facteur d’écart de l’extraction du minéral (FEEM)
142
Or, le point où se trouvera la valeur minimum pour le coût unitaire d’opération — à gauche
ou à droite du FEEM égal à l’unité —, dépendra du poids des termes de l’équation, à savoir :
(C1.1+C1.2+C1.3) ; (C1.5) ; et (C1.4+C1.6+C2+C3). En effet, lorsque le FEEM est inférieur
à l’unité, l’équation montre une augmentation du coût unitaire d’opération nettement plus
prononcée que lorsque le FEEM est supérieur à l’unité. Cette augmentation est d’ailleurs
non linéaire : plus l’extraction du minéral est faible par rapport à la valeur planifiée, plus le
coût unitaire d’opération augmente.
Aussi est-il nécessaire de remarquer que l’intention de l’équation présentée préalablement
ne vise pas la diminution du coût unitaire d’opération en cherchant à avoir un FEEM plus ou
moins élevé, selon le cas. Au contraire, ladite équation de correction cherche plutôt à rendre
les comparaisons adéquates aux différents niveaux miniers pour que les décisions soient
prises sur une même base de comparaison et, de ce fait, les écarts qui en résultent se voient
minimisés. Car, comme discuté tout au long de cette thèse, la performance technique des
chantiers d’abattage a un impact direct sur le coût unitaire d’opération, mais, également
— et parfois plus important encore — sur le respect de la séquence de minage établie, sur
le côté logistique de l’opération ainsi que sur la stabilité géomécanique des ouvertures.
De surcroît, l’analyse d’un autre aspect important concernant la variation du coût unitaire
d’opération en raison de la performance technique des chantiers d’abattage s’impose. En
effet, puisque le tonnage effectivement extrait de stérile et celui de minéral changent suite
143
à ladite performance, il est fort probable que la teneur moyenne associée à la réserve mi-
nérale estimée à l’intérieur du chantier change aussi. Afin de ne pas négliger cet aspect,
l’importance de la teneur du tout-venant et ses répercussions en raison de la performance
technique des chantiers d’abattage seront abordées dans la section 3.4 du présent chapitre.
3.3.2 Impact isolé de l’écart de dilution opérationnelle sur le coût unitaire d’opéra-
tion
Dans cette section, le comportement des éléments composant le coût unitaire d’opération
est analysé dans un contexte où, à l’étape de réalisation, la quantité de minéral effective-
ment extrait à l’intérieur des limites du chantier d’abattage s’ajuste aux estimations faites
pendant la planification minière, c’est-à-dire la variation opérationnelle de minéral, « Vom »,
telle que définie dans le chapitre précédent, est égale à zéro. Par conséquent, toutes les
différences entre la planification et la réalisation minières proviennent de l’écart de dilution
opérationnelle, « Ed ». De ce fait, les analyses qui s’ensuivent utilisent le facteur d’écart de
dilution opérationnelle, « FEDO », afin de mettre en évidence l’impact que ladite dilution a
sur le coût unitaire d’opération.
Premièrement, il est à noter que, en raison de l’écart de dilution opérationnelle, le coût uni-
taire d’opération varie selon qu’il est calculé par tonne de minéral effectivement extrait ou
par tonne de tout-venant. Pour qu’il soit comparable par rapport à la planification minière, il
faut rapporter le coût de la réalisation à la réserve minérale estimée. Autrement, lorsqu’ex-
primé par tonne de tout-venant, ledit coût unitaire est constitué de la portion du coût du
144
minéral planifié à extraire et de celle des matériaux additionnels qui se sont effectivement
ajoutés sans tenir compte des écarts produits par rapport aux estimations initialement faites
— lesquels, dans ce cas particulier, n’apportent aucune valeur économique supplémentaire.
Comme énoncé dans la section précédente, c’est le sautage qui établit le moment à partir
duquel les bris hors et sous profil se produisent durant l’exploitation d’un chantier d’abattage.
Il s’ensuit que, dans une situation présentant seulement de l’écart de dilution opérationnelle,
les éléments du coût unitaire d’opération se trouvant avant et après le sautage seront in-
fluencés différemment suite audit écart. En effet, à l’instar de la situation analysée dans la
sous-section 3.2.1, les dépenses associées au coût des travaux préparatoires (C1.1), au
coût de services, soutènement et support (C1.2) et au coût de forage et sautage (C1.3),
ayant été estimées et exprimées en fonction du tonnage du minéral dans la réserve planifiée
à extraire à l’intérieur des limites du chantier, « Mpe », des corrections s’imposent afin de
tenir compte de la performance technique réelle des chantiers d’abattage. Dans le but de
simplifier ces corrections, on prend l’hypothèse que l’écart de dilution opérationnelle est
provoqué uniquement par l’aspect géomécanique de la dilution opérationnelle et non pas
par le côté opérationnel, telle la déviation des trous de forage. Sous cette hypothèse, le coût
145
de forage et sautage est nul pour la production des matériaux de dilution opérationnelle,
sans quoi il y aurait un coût associé (Planeta, 2013).19
À cet égard, il est fondamental que la différenciation soit correctement faite dépendamment
la référence pour exprimer le coût unitaire d’opération, à savoir en fonction du minéral ef-
fectivement extrait de la réserve minérale estimée, « CM », ou en fonction du tout-venant,
« CTV ». En effet, lorsqu’il s’agit de « CM », aucun changement concernant la quantité initia-
lement planifiée de minéral extraite du chantier n’a eu lieu si Ed >1, ce qui implique que les
coûts demeurent constants ; tandis que si Ed <1, soit une surestimation de la dilution opéra-
tionnelle, il y a une diminution du tonnage de la réserve minérale estimée effectivement
extraite — l’estimation de la dilution opérationnelle faisant partie intégrale de la réserve mi-
nérale selon la norme canadienne NI 43-101, s’ajustant aussi aux définitions de la
méthodologie proposée dans le chapitre précédent de cette thèse. La correction suivante
permet de considérer ce qui vient d’être mentionné :
C1.1'(M) = {
C1.1
FEDO, FEDO < 1
C1.1, FEDO ≥ 1
19 Cette hypothèse se justifie non seulement par le fait qu’elle permet de simplifier les calculs en tenant compte des éléments
majeurs, mais aussi par le fait que les améliorations proposées au niveau de la méthodologie d’évaluation comprennent l’es-
timation des paramètres. Il est donc possible que chaque entreprise minière fasse ses estimations des coûts en considérant
les corrections propres à la dilution opérationnelle estimée.
146
C1.2'(M) = {
C1.2
FEDO, FEDO < 1
C1.2, FEDO ≥ 1
C1.3'(M) = {
C1.3
FEDO, FEDO < 1
C1.3, FEDO ≥ 1
Où :
C1.1’(M) ; C1.2’(M) et C1.3’(M) : Coût unitaire par tonne de minéral effectivement extrait des
travaux préparatoires ; de services, soutènement et support ; et de forage et sautage corri-
gés en fonction de la performance technique, respectivement.
D’autre part, puisque « CTV » considère l’écart de dilution, les dépenses déjà effectuées doi-
vent être ajustées en fonction du tonnage total comme suit :
C1.1'(TV) =
C1.1
FEDO
C1.2'(TV) =
C1.2
FEDO
C1.3'(TV) =
C1.3
FEDO
Où :
147
C1.1’(TV) ; C1.2’(TV) et C1.3’(TV) : Coût unitaire par tonne de tout-venant des travaux prépara-
toires ; de services, soutènement et support ; et de forage et sautage corrigés en fonction
de la performance technique, respectivement.
Le coût unitaire de remblayage, pour sa part, présente un comportement légèrement diffé-
rent. Notons que, suite à l’écart de dilution opérationnelle sans variation opérationnelle de
minéral, il y a une augmentation ou diminution du volume à remblayer qui dépend propor-
tionnellement de la valeur de « Ed ». En effet, si cette dernière est positive, ce qui veut dire
qu’il y a eu plus de dilution opérationnelle que prévu, le tonnage supplémentaire se traduit
par un vide à remblayer après le soutirage. De la même manière, lorsque la valeur de « Ed »
est négative, suite à une surestimation de la dilution opérationnelle, il y aura une diminution
du volume à remblayer.
Cette particularité fait en sorte que, lorsque le coût unitaire de remblayage est exprimé par
tonne de tout-venant, il ne varie pas par rapport à la valeur estimée — la variation qui se
produit au niveau du volume à remblayer est, en fait, entièrement compensée par la varia-
tion de tonnage lorsque le TV est la référence —, et demeure inchangé. Contrairement,
lorsque le coût unitaire est exprimé en fonction du minéral planifié à extraire, qui, lui, ne
change pas dans le cas présentement analysé — si Ed >1 —, une correction en fonction du
facteur d’écart de dilution opérationnelle permet de refléter la performance technique du
chantier d’abattage comme suit :
148
C1.5'(M) = {
C1.5, FEDO < 1
C1.5 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Où :
C1.5’(M) : Coût unitaire de remblayage par tonne de minéral effectivement extrait corrigé en
fonction de la performance technique.
Tous les éléments restant du coût unitaire d’opération, y compris C2 et C3, répondent à des
activités dont le coût implique la manipulation directe du tonnage effectif résultant de la ré-
alisation minière. À l’instar de la situation expliquée antérieurement pour le coût unitaire de
remblayage, dans ce cas, le raisonnement est le même. Lorsque la référence pour exprimer
le coût est le tout-venant, ces éléments en question ne subissent aucune modification ;
lorsqu’il s’agit de la quantité de minéral effectivement extrait, ils doivent être corrigés selon
la magnitude de l’écart de dilution opérationnelle en différenciant deux situations, à savoir :
i) Lorsque l’écart de dilution opérationnelle est supérieur à l’unité (Ed>1), c’est-à-dire il
y a eu plus de dilution opérationnelle que prévu, le matériel soutiré du chantier
d’abattage comporte une portion supplémentaire de tonnage sans valeur écono-
mique qui doit être manipulé conjointement avec le tonnage à valeur économique ;
ii) Lorsque l’écart de dilution opérationnelle est inférieur à l’unité (Ed <1), c’est-à-dire il
y a eu moins de dilution opérationnelle que prévu, le matériel soutiré du chantier
d’abattage est composé uniquement de minéral plus une quantité planifiée de dilu-
tion opérationnelle.
149
Ainsi, les équations suivantes résument ces situations et peuvent être utilisées pour corriger
les coûts respectifs en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage :
C1.4'(M) = {
C1.4, FEDO < 1
C1.4 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
C1.6'(M) = {
C1.6, FEDO < 1
C1.6 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
C2'(M) = {
C2, FEDO < 1
C2 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
C3'(M) = {
C3, FEDO < 1
C3 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Où :
C1.4’(M) ; C1.6’(M) ; C2’(M) ; C3’(M) : Coût unitaire par tonne de minéral effectivement extrait de
soutirage et transport ; autres coûts ; de traitement minéralurgique et coûts indirects, res-
pectivement corrigés en fonction de la performance technique.
Il est à noter qu’en présence d’écart de dilution opérationnelle sans variation opérationnelle
de minéral, puisque le taux d’extraction demeure constant afin de combler les besoins de
l’usine de traitement, deux situations se distinguent en ce qui concerne la variation de la
quantité de minéral par rapport à la réserve minérale estimée à l’intérieur des limites du
chantier ainsi que sur la séquence de minage :
150
i) Lorsque l’écart de dilution opérationnelle, « Ed », est positif, c’est-à-dire il y a eu une
sous-estimation de la dilution opérationnelle, la quantité de minéral par rapport à la
réserve minérale estimée demeure inchangée. Cependant, le matériel supplémen-
taire provenant de ladite dilution fait en sorte que la durée de la vie de la mine
augmente sans ajouter de la valeur économique — l’opération de soutirage se voit
rallongée, en affectant les temps planifiés pour la séquence de minage. D’ailleurs,
plus la valeur de « Ed » est importante, plus il y a des risques d’effondrements ma-
jeurs ou de coups de terrain pouvant paralyser l’exploitation et, de ce fait, altérer
davantage la séquence de minage ;
ii) Lorsque l’écart de dilution opérationnelle additionnelle, « Ed », est négatif, c’est-à-
dire il y a eu une surestimation de la dilution opérationnelle, la quantité de minéral
effectivement extrait par rapport au tonnage de la réserve minérale estimée du chan-
tier diminue — souvenons-nous que la réserve minérale du chantier, selon la
méthodologie développée, doit comprendre les matériels provenant des estimations
de la dilution opérationnelle. Cependant, il s’agit, dans ce cas particulier, d’une dimi-
nution qui vient ajouter de la valeur économique au projet, car le fait d’avoir moins
de matériel de dilution que prévu peut se traduire par une augmentation au niveau
de la teneur moyenne du chantier — et, dans certains cas, en une augmentation de
la quantité de métal récupérée à l’usine minéralurgique — soit, une augmentation
au niveau de la sélectivité. Aussi faut-il mentionner que, en ce qui a trait à la sé-
quence de minage, une diminution du matériel à soutirer dans un chantier d’abattage
spécifique résulte en un temps inférieur pour miner ledit chantier. Par conséquent,
151
d’autres chantiers devront être préparés et minés afin de maintenir le taux d’extrac-
tion constant.
Un résumé de l’impact isolé de l’écart de dilution opérationnelle sur les éléments composant
le coût unitaire d’opération est présenté au Tableau 3.3.
Tableau 3.3 Impact isolé de l’écart de dilution opérationnelle, « Ed », sur les éléments du
coût unitaire d’opération
Composant du
coût unitaire de minage
Correction
Par rapport au
tout-venant (TV)
Par rapport au minerai effectivement ex-
trait (Me)
Coût des travaux prépa-
ratoires (C1.1) C1.1
'(TV) =
C1.1
FEDO C1.1
'(M) = {
C1.1
FEDO, FEDO < 1
C1.1, FEDO ≥ 1
Coût de soutènement et
support (C1.2) C1.2
'(TV) =
C1.2
FEDO C1.2
'(M) = {
C1.2
FEDO, FEDO < 1
C1.2, FEDO ≥ 1
Coût de forage et sau-
tage (C1.3) C1.3
'(TV) =
C1.3
FEDO C1.3
'(M) = {
C1.3
FEDO, FEDO < 1
C1.3, FEDO ≥ 1
Coût de soutirage et
transport (C1.4) C1.4
'(TV) = C1.4 C1.4
'(M) = {
C1.4, FEDO < 1
C1.4 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Coût de remblayage
(C1.5) C1.5
'(TV) = C1.5 C1.5
'(M) = {
C1.5, FEDO < 1
C1.5 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Autres coûts (C1.6) C1.6
'(TV) = C1.6 C1.6
'(M) = {
C1.6, FEDO < 1
C1.6 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
152
Coût de traitement de
minerai (C2)
C2(TV) = C2 C2'(M) = {
C2, FEDO < 1
C2 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Coûts indirects (C3) C3(TV) = C3 C3
'(M) = {
C3, FEDO < 1
C3 ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Enfin, le calcul du coût unitaire d’opération corrigé en raison de la performance technique
des chantiers d’abattage, dans les conditions susmentionnées, peut être obtenu selon les
équations présentées à continuation, soit en fonction du minerai effectivement extrait, soit
en fonction du tout-venant. Puis, l’impact sur le coût unitaire d’opération de l’exemple
énoncé au Tableau 3.1 est illustré graphiquement sur la Figure 3.2 :
CTV =C1.1 + C1.2+C1.3
FEDO+ C1.4+ C1.5+ C1.6+ C2+ C3
CM = {
C1.1 + C1.2+ C1.3
FEDO+ C1.4+C1.5+ C1.6+ C2 +C3, FEDO < 1
C1.1 + C1.2+C1.3+ (C1.4+ C1.5+ C1.6+ C2+ C3) ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
153
Figure 3.2 Impact de l’écart de dilution opérationnelle sur le coût unitaire d’opération
Le graphique présenté sur la Figure 3.2 permet de constater que le coût unitaire d’opération
corrigé en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage, dans la situation
particulière considérée — présence d’écart de dilution opérationnelle sans variation opéra-
tionnelle de minéral —, diffère grandement selon la référence utilisée pour son calcul, à
savoir : le minéral effectivement extrait par rapport à la réserve minérale estimée à l’intérieur
des limites du chantier d’abattage, ou le tout-venant, lorsque le FEDO est supérieur à l’unité.
En effet, suite à cet écart de dilution opérationnelle positif, le coût unitaire, lorsque exprimé
par tonne de tout-venant, tend à diminuer de façon non linéaire lorsque le FEDO augmente,
tandis qu’il augmente linéairement lorsqu’exprimé par tonne de minéral effectivement extrait
par rapport à la réserve minérale estimée. Cela s’explique par le fait que, sous les conditions
0.00
50.00
100.00
150.00
200.00
250.00
300.00
350.00
400.00
0 0.5 1 1.5 2 2.5
Co
ût
un
itai
re d
'op
érat
ion
(C
AD
/t)
Facteur d'écart de dilution opérationnelle (FEDO)
C(TV)=C(M) C(TV) C(M)
154
analysées, plus l’écart de dilution opérationnelle augmente, plus de matériel stérile s’ajoute
au tonnage total effectivement extrait du chantier d’abattage. Puisque cette augmentation
du tonnage ne fait varier aucunement la quantité de minéral contenue, le coût unitaire d’opé-
ration augmente proportionnellement lorsque la base de référence utilisée pour son calcul
est la quantité de minéral effectivement extrait par rapport à la réserve estimée. Autrement
dit, le coût unitaire d’opération, en tant que « CM », devient de plus en plus élevé avec l’aug-
mentation du FEDO parce qu’il faut effectuer, pour une même quantité de minéral, toutes
les dépenses associées à la manutention et au traitement d’un tonnage plus élevé. Contrai-
rement, lorsque le coût unitaire d’opération est exprimé en tant que « CTV », sa diminution
par rapport à la valeur initialement estimée trouve son origine dans le fait que les dépenses
effectuées après le sautage sont réparties uniformément pour la totalité du tonnage extrait
du chantier d’abattage, sans tenir compte de la quantité effective de minéral s’y trouvant.
Encore faut-il remarquer que, à l’instar des équations présentées pour mettre en évidence
l’impact isolé de la variation opérationnelle de minéral sur le coût unitaire d’opération, la
diminution mentionnée précédemment, lorsque le coût unitaire est exprimé en fonction du
tout-venant, dépend du poids des termes de l’équation correspondante — ceux qui subis-
sent l’influence de la variable en question, soit le FEDO. Cela veut dire que le comportement
pourrait être différent dans l’éventualité où « C1.1+C1.2+C1.3 » soit très supérieur à
« C1.4+C1.5+C1.6+C2+C3 ». Il convient alors d’analyser chaque scénario particulier avec
les équations de correction proposées.
155
Par surcroît — et d’une manière opposée au cas étudié dans la sous-section 3.3.1, où
« CTV » et « CM » coïncidaient —, les tendances illustrées sur la Figure 3.2 démontrent qu’un
coût unitaire d’opération sans correction en fonction de la performance technique des chan-
tiers d’abattage risque d’avoir des répercussions plus importantes sur l’impact réel de
l’opération minière en relation aux résultats prévus du point de vue économique.
3.3.3 Impact combiné de la variation opérationnelle de minéral et de l’écart de dilu-
tion opérationnelle sur le coût unitaire d’opération
Il s’agit, incontestablement, du scénario le plus fréquemment retrouvé dans l’opération mi-
nière. Suite à l’exploitation d’un chantier d’abattage, il est temps de corréler les données
provenant de la réalisation minière avec les estimations faites au niveau de la planification
concernant le coût unitaire d’opération et ses composants. Cela se traduit par vérifier, au
niveau des paramètres de performance technique, la variation opérationnelle de minéral et
l’écart de dilution opérationnelle ensemble. Notons que dans ce scénario, ce sont le FEDO
et le FEEM qui permettent d’illustrer cet impact combiné. Aussi faut-il souligner que, dans
ce contexte, le FEEM influence le FEDO. En effet, la variation opérationnelle de minéral, de
laquelle le FEEM dépend, définit la quantité de minéral effectivement extraite du chantier
d’abattage suite à la performance technique réelle, en entraînant une variation au niveau de
la base de référence du FEDO.
Certainement, le lecteur aura pu constater que les situations étudiées isolément dans les
sous-sections 3.3.1 et 3.3.2 correspondent à des cas particuliers de la situation décrite dans
156
cette sous-section. Les analyses qui ont précédé permettent de comprendre les raisonne-
ments qui gouvernent chacune des corrections proposées, que ce soit uniquement en
présence de variation opérationnelle de minéral, que ce soit uniquement en présence
d’écart de dilution opérationnelle. Bien évidemment, le cas général résulte de l’ensemble
des considérations faites mises ensemble. Subséquemment, le coût unitaire d’opération va-
riera selon la référence utilisée pour l’exprimer, à savoir : la quantité de minéral
effectivement extrait par rapport à la réserve minérale estimée ou le tout-venant. Les équa-
tions suivantes permettent d’effectuer les corrections en conséquence :
CTV =C1.1 +C1.2 + C1.3
FEDO ∗ FEEM+ C1.4+ C1.5 ∗ FEEM+ C1.6 + C2+ C3
CM =
{
C1.1 + C1.2+ C1.3
FEDO ∗ FEEM+ C1.4 +C1.5 ∗ FEEM+ C1.6 + C2 +C3, FEDO < 1
C1.1 + C1.2 +C1.3
FEEM+ C1.5 ∗ FEEM ∗ FEDO+ (C1.4 +C1.6 + C2 + C3) ∗ FEDO, FEDO ≥ 1
Afin de visualiser graphiquement les tendances dans la variation du coût unitaire d’opération
en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage, les équations présentées
ci-avant ont été représentées dans deux diagrammes de contour pour différentes valeurs
du FEEM et du FEDO, réalisés à l’aide du logiciel Minitab®. La Figure 3.3 illustre le com-
portement du coût unitaire d’opération exprimé par tonne de tout-venant en fonction des
deux facteurs précédemment indiqués, tandis que la Figure 3.4 illustre le comportement
dudit coût lorsqu’il est exprimé par tonne de minéral effectivement extrait par rapport à la
réserve estimée.
157
Figure 3.3 Coût unitaire d’opération par tonne de tout-venant, corrigé en fonction de l’écart
de l’extraction du minerai (FEEM) et de l’écart de dilution opérationnelle (FEDO)
Figure 3.4 Coût unitaire d’opération par tonne de minéral effectivement extrait par rapport
à la réserve minérale estimée, corrigé en fonction de l’écart de l’extraction du minerai
(FEEM) et de l’écart de dilution opérationnelle (FEDO)
158
Comme le montrent les zones différenciées sur la Figure 3.3, lorsque le coût unitaire d’opé-
ration est exprimé par tonne de tout-venant, il existe une grande plage de combinaisons de
variation opérationnelle de minéral et d’écart de dilution opérationnelle pour laquelle le coût
en question semble ne pas augmenter significativement par rapport à la valeur estimée de
base, soit 120,77 CAD/t. D’ailleurs, la même figure permet d’apprécier que le coût unitaire
diminue pour une superficie totalisant environ la moitié des combinaisons analysées. Par
contre, si le coût unitaire d’opération est exprimé par tonne de minéral effectivement extrait
par rapport à la réserve minérale estimée, son augmentation est considérable pour la plupart
des combinaisons et peut, dans les pires scénarios, tripler, voire quadrupler la valeur initiale
de référence, comme le démontre la Figure 3.4.
Prenons, pour mieux exemplifier l’importance de la correction du coût unitaire d’opération,
les cas particuliers où le produit entre le FEEM et le FEDO est égal à l’unité, dont FEEM=0,8
et FEDO=1,25 ; FEEM=0,5 et FEDO=2 ; FEEM=0,4 et FEDO=2,5. En effet, pour toutes ces
combinaisons, le matériel supplémentaire provenant de l’écart positif de dilution opération-
nelle compense en tonnage la quantité de minéral non recouvré à l’intérieur du chantier
d’abattage à cause d’une variation opérationnelle de minéral. Il en résulte un tout-venant
dont le tonnage coïncide avec la réserve minérale planifiée à extraire. Bien qu’une telle
situation puisse, en principe, faire penser à une réalisation sans écarts majeurs par rapport
à la planification, l’analyse du coût unitaire d’opération corrigé montre une réalité bien diffé-
rente. D’une part, si la référence est le tout-venant, l’équation indique une légère diminution
du coût unitaire en relation aux estimations effectuées : puisque le produit entre le FEEM et
159
le FEDO est égal à l’unité et que FEEM<1, la diminution dans la valeur corrigée du coût
unitaire d’opération dépend du produit entre le coût unitaire de remblayage et le FEEM, pour
chaque cas. D’autre part, si la référence est la quantité de minéral effectivement extraite par
rapport à la réserve minérale estimée, le coût unitaire présente, réellement, une valeur cor-
rigée de 147,20 CAD/t ; 226,51 CAD/t ; et 279,39 CAD/t, respectivement.
Toujours sur la Figure 3.4, il convient de souligner l’influence sur les contours qu’a le fait
que l’équation qui définit le coût unitaire d’opération en fonction de la performance technique
présente deux variantes, selon que le FEDO soit inférieur ou supérieur à l’unité. Car, bien
que la dilution et les pertes opérationnelles dépassent souvent les estimations faites (Pla-
neta et al., 1998), les mines en opération exploitant ou visant l’exploitation d’horizons en
profondeur pourraient rencontrer des scénarios où, suite à la prise d’hypothèses conserva-
trices ou à des complexités géologiques et géomécaniques, la dilution opérationnelle
pourrait se voir surestimée pour un certain nombre de chantiers d’abattage.
Comme expliqué préalablement, une telle surestimation est à l’origine d’un écart de dilution
opérationnelle négatif, ce qui implique une diminution de la réserve minérale extraite au
niveau du chantier d’abattage — celle-ci comprenant les estimations pour les matériaux de
dilution opérationnelle. Toutefois, comme il a été remarqué, du point de vue de la quantité
de métal extraite du chantier d’abattage en question — et non pas du tonnage considéré
comme minéral —, avoir un écart de dilution opérationnelle négatif peut être avantageux,
car il y a moins de matériel non-économique dans le chantier que prévu. Cette situation
160
exige que chaque scénario pour un projet minier particulier soit analysé en détail, car si,
comme il a été démontré, un écart de dilution opérationnelle négatif fait augmenter le coût
unitaire relativement aux valeurs planifiées, le changement de la teneur dans le chantier
d’abattage pourrait venir compenser ladite augmentation et résulter en un profit supplémen-
taire.
L’application de la méthodologie proposée dans cette thèse, ainsi que de toutes les équa-
tions de correction introduites dans ce chapitre, fournissent tous les éléments pour tenir
compte d’une telle situation, à savoir une surestimation de la dilution opérationnelle, dans
une première étape. Dans la même optique, d’ailleurs, il devient intéressant, à partir de
l’équation qui définit le coût unitaire d’opération par tonne de minéral effectivement extrait
par rapport à la réserve minérale estimée, corrigé en fonction de la performance technique,
de voir quelle serait la tendance si seulement la partie de l’équation pour le FEDO supérieur
à l’unité était appliquée, en gardant comme référence les valeurs énoncées au Tableau 3.1
(Figure 3.5). Cette analyse permet d’obtenir une idée de la diminution potentielle — et, par
conséquent, des avantages pratiques pour l’opération minière — dudit coût unitaire si l’on
minimise l’écart de dilution opérationnelle en ajustant la valeur de la dilution opérationnelle
estimée pour les futurs chantiers d’abattage.
161
Figure 3.5 Coût unitaire d’opération par tonne de minerai extrait corrigé (situation particu-
lière)
L’observation détaillée des contours délimités sur la Figure 3.5 permet de constater que,
contrairement à la situation présentée sur la Figure 3.4, où la plage de combinaisons pour
lesquelles le coût unitaire d’opération était inférieur à la valeur initialement estimée résultait
minime, ici, cette portion est beaucoup plus importante et se présente pour presque tous les
scénarios où le FEDO se trouve en dessous de 0,9 et ce, peu importe la valeur du FEEM.
162
3.4 Effet de la teneur du tout-venant sur la répercussion de la variation
opérationnelle de minéral et de l’écart de dilution opérationnelle sur la
valeur actualisée des profits
Un aspect souvent négligé au moment d’évaluer l’impact négatif qu’une mauvaise estima-
tion de la performance technique d’un chantier d’abattage, notamment de la variation
opérationnelle de minéral, « Vom », et de l’écart de dilution opérationnelle, « Ed », peut avoir
sur l’aspect économique du projet est l’effet de la teneur moyenne du tout-venant. En effet,
selon les recherches effectuées par l’auteur de cette thèse, la littérature semble avoir foca-
lisé son intérêt sur la dilution opérationnelle, alors que l’impact de la variation opérationnelle
de minéral n’a guère été étudié. Il en va de même pour les répercussions que ces change-
ments au niveau du tonnage ont sur la qualité du minéral, à savoir la teneur.
C’est pour cette raison que, à partir du cas particulier d’étude présenté au Tableau 3.1, on
a voulu déterminer le rôle de la teneur du tout-venant dans l’impact que ces deux paramètres
de performance technique des chantiers d’abattage ont au niveau économique du projet.
D’ailleurs, cela mettra en évidence l’importance que prennent les corrections du coût unitaire
d’opération en fonction de la performance technique, énoncées dans la section précédente.
Pour y arriver, il a été question d’analyser, sous l’hypothèse que la mine est déjà en opéra-
tion, la variation de la valeur actualisée des profits (VAP), définie préalablement dans le
premier chapitre de cette thèse, pour des valeurs distinctes de FEEM et de FEDO, avec des
163
teneurs différentes20. D’autres paramètres complémentaires, nécessaires à la réalisation
d’une telle analyse, sont présentés au Tableau 3.4. Il s’agit des conditions typiques d’un
gisement d’or québécois exploité par la méthode de chambres vides.
Tableau 3.4 Paramètres de l’étude de cas pour un gisement d’or typique québécois
Paramètre Valeur Unité
Réserve minérale estimée (Rme) 8800000 t
Taux d’extraction 1095000 t/année
Récupération de l’or à l’usine de traitement 95 %
Prix de l’or 1117,9 USD/oz
Taux d’actualisation 10 %
Teneur du matériel combiné de dilution opérationnelle
(stérile + remblai)
0,5 g Au/t
Taux de change 1,32 USD/CAD
Notons qu’une teneur résiduelle de 0,5 g Au/t a été attribuée à l’ensemble de matériaux
combinés constituant la dilution opérationnelle. Cela se justifie par le fait que, comme men-
tionné tout au long de cette thèse, les approches de la méthodologie d’évaluation proposée
dérivent de la possibilité de l’appliquer dans des gisements irréguliers, composés de plu-
sieurs lentilles éparpillées et/ou de veinules disséminées. Aussi convient-il de mentionner,
20 Il est à noter que, puisque l’impact des facteurs FEDO et FEEM est analysé séparément — c’est-à-dire l’un des facteurs
demeure constant lorsque l’autre varie — le calcul de la VAP a été simplifié à l’obtention des profits avant taxes, sans consi-
dérer ni les amortissements ni le développement différé — ceux-ci peuvent varier grandement d’une opération à l’autre.
164
toujours en ce qui concerne la teneur, qu’il a été assumé que le minéral provenant de la
minéralisation opérationnelle hors-profil possède la même teneur moyenne que le minéral
planifié à extraire et qu’il provient totalement des épontes.
En outre, afin de mieux représenter l’effet de la teneur du tout-venant sur les paramètres à
l’étude, soit le FEEM et le FEDO, il a été décidé de les aborder séparément, c’est-à-dire
lorsque le FEEM est une variable, le FEDO demeure égal à l’unité, et vice-versa. Enfin, dans
le but de simplifier les calculs, on assume que Rme = Me lorsque le FEDO est analysé, et que
Rme = Mpe lorsque le FEEM est à l’étude. Le taux d’extraction demeure constant pour les
deux cas. Le coût unitaire d’opération qui a été utilisé pour les calculs, quant à lui, corres-
pond à celui exprimé en fonction du minéral effectivement extrait par rapport à la réserve
minérale estimée, « CM », avec et sans les corrections proposées21. Les résultats sont illus-
trés sur les diagrammes de contour de la Figure 3.6 pour le FEDO, et de la Figure 3.7 pour
le FEEM.
21 Lorsque l’on parle de « sans les corrections proposées », cela veut dire que le coût unitaire d’opération estimé par tonne de
minéral demeure inchangé pour les calculs par rapport au cas d’étude, soit 120,77 CAD/t pour tous les scénarios analysés.
165
Figure 3.6 VAP en fonction de la teneur du minerai et du FEDO — en haut, coût unitaire
d’opération corrigé, exprimé en fonction du minéral effectivement extrait par rapport à la
réserve minérale estimée ; en bas, coût unitaire d’opération constant, sans correction
166
Figure 3.7 VAP en fonction de la teneur du minerai et du FEEM — en haut, coût unitaire
d’opération corrigé, exprimé en fonction du minéral effectivement extrait par rapport à la
réserve minérale estimée ; en bas, (coût unitaire d’opération constant, sans correction)
167
L’analyse des comportements comparés entre le coût d’opération corrigé et celui sans cor-
rection montre des changements significatifs au niveau de la VAP obtenue (Figures 3.6 et
3.7). Que ce soit pour le FEDO comme pour le FEEM, il est possible de constater que la
non-correction du coût unitaire d’opération en raison de la performance technique réelle des
chantiers d’abattage — et son utilisation pour l’évaluation du développement des futures
zones d’exploitation ou d’expansion de la mine — peut entraîner une surestimation de la
valeur économique actualisée du projet, et ce, pour des différences pouvant atteindre plu-
sieurs dizaines de millions de dollars canadiens.
De surcroît, la Figure 3.6 montre que, lorsque le coût unitaire d’opération n’est pas corrigé,
les lignes séparant les contours suivent une tendance linéaire, tandis que, en réalité, il existe
un changement au niveau de la pente lorsque le FEDO dépasse l’unité, en faisant diminuer
la valeur potentielle de la VAP du projet. Un tel changement concernant la courbe qui définit
les contours n’est pas observable en fonction du FEEM. Cependant, il y a pour ce dernier
un déplacement important au niveau des contours en question qui répond au même com-
portement que pour le FEDO : lorsque le coût unitaire d’opération est corrigé avec les
équations présentées dans ce chapitre, la VAP diminue pour toutes les combinaisons de
teneur et facteur de performance technique en relation à une évaluation similaire sans ap-
pliquer la correction sur le coût unitaire d’opération estimé.
168
Qui plus est, les deux figures précédemment analysées permettent d’inférer l’existence
d’une teneur critique (démontrée ci-après sur la Figure 3.8), dépendamment de la perfor-
mance technique des chantiers d’abattage, à partir de laquelle l’impact majeur sur la VAP
passe du FEDO au FEEM. En effet, les figures en question confirment qu’un écart de dilution
opérationnelle positif est, pour la plus grande plage de combinaisons analysées, le para-
mètre de performance technique dont les répercussions sont plus nuisibles pour le projet
en relation à une quantité équivalente de variation opérationnelle de minéral — c’est-à-dire
un écart négatif au niveau de l’extraction du minéral — et ce, lorsque la comparaison est
faite avec ou sans les corrections sur le coût unitaire d’opération.
Autrement dit, avoir un tonnage supplémentaire à soutirer du chantier d’abattage, en raison
d’une sous-estimation de la dilution opérationnelle, aurait une incidence plus néfaste sur la
VAP du projet qu’un même tonnage de minéral non extrait comme conséquence de la va-
riation opérationnelle de minéral. Nonobstant, cette tendance est dépendante de la teneur :
plus la teneur du tout-venant augmente, plus l’impact du FEEM devient majeur. Il s’ensuit
que, pour des zones minéralisées à haute teneur, la tendance doit s’inverser — c’est-à-dire
un tonnage de minéral non extrait est plus néfaste pour l’économie du projet qu’avoir un
surplus de matériel non économique équivalent. Ces résultats sont d’ailleurs cohérents avec
les analyses effectuées par Rogers et Kanchibotla (2013), qui avaient démontré que l’impact
économique, sans considérer les écarts, pouvait être plus important pour les pertes ou pour
la dilution opérationnelle dépendamment de la teneur. La Figure 3.8 ci-après illustre cette
169
situation pour notre cas d’étude — avec le coût unitaire d’opération corrigé —, où la ten-
dance s’inverse lorsque la teneur de la réserve minérale estimée à extraire approche les 22
g Au/t.
Figure 3.8 Influence de la teneur sur l’impact du FEEM et du FEDO sur la VAP
L’observation de la Figure 3.8 démontre l’effet de la teneur du tout-venant sur les répercus-
sions que le FEEM et le FEDO ont sur la VAP. Ainsi, avec une teneur de base de la réserve
minérale planifiée à extraire de 5 g Au/t, la non-récupération de 30% de la quantité de mi-
néral du chantier — soit un FEEM égal à 0,7 — implique une VAP d’environ 3,8 M $, alors
qu’un même pourcentage de dilution opérationnelle — soit un FEDO égal à 1,3 — entraîne
une VAP de –317 M$ (en fait, pour cette teneur, un FEDO d’à peine 1,05 suffit pour que le
projet ne soit plus rentable). D’autre part, lorsque ladite teneur de base est de 22 g Au/t, une
valeur du FEEM de 0,7 vient accompagnée d’une VAP d’environ 1 999 M$, tandis qu’une
-2000000000
-1000000000
0
1000000000
2000000000
3000000000
4000000000
5000000000
0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 1.9 2
VA
P (
CA
D)
FEEM - 5 g Au/t FEDO - 5 g Au/t FEEM - 22 g Au/t FEDO - 22 g Au/t
170
valeur du FEDO de 1,3 implique, dans ces mêmes conditions, une VAP de 2 017 M$ —
l’impact de la variation opérationnelle de minéral, suite à des pertes opérationnelles, est,
dans ce dernier cas, plus nuisible qu’un écart de dilution opérationnelle équivalent.
La situation susmentionnée est d’ailleurs démontrée par les tendances des courbes présen-
tées sur la Figure 3.8. En effet, il est possible de constater que, tandis que la pente des
deux courbes représentant la variation de la VAP pour les différentes valeurs du FEDO reste
presque inchangée, il n’en est pas de même pour celle qui résulte de la comparaison des
courbes représentant la variation de la VAP pour les différentes valeurs du FEEM. Bien au
contraire, pour ce dernier facteur, une faible teneur présente une courbe presque horizon-
tale, alors qu’elle a une inclinaison beaucoup plus importante au fur et à mesure que la
teneur augmente. Cela va de soi, la variation de la pente de toutes les courbes en question
dépend, d’une part, de la pondération des éléments qui composent le coût unitaire d’opéra-
tion — car ceux-ci sont affectés différemment par le FEEM et le FEDO lorsque le coût
unitaire est corrigé en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage — et,
d’autre part, des revenus obtenus, qui dépendent, eux, principalement du prix de l’or.
3.5 Conclusions
Dans un premier temps, ce chapitre a permis de définir l’impact que la performance tech-
nique des chantiers d’abattage a sur deux paramètres économiques clefs du point de vue
de l’opération minière, à savoir : le coût unitaire d’opération et la valeur actualisée des pro-
fits. En effet, une analyse détaillée a permis de mettre en relief le lien entre les éléments
171
composant le coût unitaire d’opération et ladite performance technique des chantiers d’abat-
tage. Par la suite, une catégorisation a été présentée avec des valeurs représentatives pour
les conditions dans lesquelles s’encadre cette étude.
À travers l’établissement des relations susmentionnées, il a été mis en évidence que les
paramètres et facteurs de performance technique des chantiers d’abattage, définis dans le
deuxième chapitre de cette thèse, non seulement sont indispensables pour améliorer et
compléter la méthodologie d’évaluation de la performance technique, mais jouent égale-
ment un rôle majeur dans la correcte évaluation économique de l’opération. Lesdits
paramètres sont définis au niveau de la planification et mesurés après l’exploitation : initia-
lement, la réserve minérale estimée pour un chantier d’abattage est définie en intégrant,
dans ses limites, les pertes opérationnelles estimées, la minéralisation opérationnelle hors-
profil estimée et la dilution opérationnelle estimée. Dans l’étape suivante, la réalisation, il
est question de vérifier si les estimations faites ont été justes. Puisque le taux d’extraction
annuel est présumé constant en raison des besoins d’alimentation de l’usine de traitement,
une telle vérification permet de constater le respect de la séquence d’exploitation ainsi que
la possible variation au niveau de la durée de vie de la mine.
D’autre part, la méthodologie améliorée proposée démontre que la performance technique
des chantiers d’abattage doit être bien évaluée afin de détecter, de façon opportune, les
écarts entre la planification et la réalisation minière. Il s’ensuit que, suite à ladite perfor-
mance technique, le coût unitaire d’opération doit être corrigé afin d’effectuer des
172
comparaisons adéquates entre la réalisation et la planification minières. Cela est possible,
en présence de variation opérationnelle de minéral et d’écart de dilution opérationnelle, en
ramenant le coût unitaire à la même base de comparaison, soit le tonnage de minéral effec-
tivement extrait par rapport à la réserve minérale estimée à l’intérieur des limites du chantier
d’abattage. Les résultats obtenus, lorsque les coûts unitaires sont calculés par tonne de
tout-venant, ne sont pas représentatifs et peuvent mener à une mauvaise interprétation au
sujet de la performance technique réelle des chantiers d’abattage et affecter les prévisions
du rendement économique de l’opération. Les équations introduites dans le présent chapitre
permettent d’effectuer des corrections opportunes à partir des données provenant de la ré-
alisation minière.
Toujours au sujet de ces corrections, les résultats présentés confirment que, même si au
niveau de la planification il existe une sous-estimation de la performance technique, c’est-
à-dire il y a eu une surestimation au niveau de la dilution opérationnelle et/ou de la variation
opérationnelle de minéral, l’impact demeure négatif au niveau du coût unitaire d’opération.
Il est ainsi possible de remarquer l’importance cruciale d’avoir un registre actualisé de la
performance technique des chantiers d’abattage afin de prendre les mesures correctives au
fur et à mesure que l’exploitation avance, selon la séquence de minage établie. Il convient,
dans ce cas, d’adapter les estimations des paramètres de performance technique afin de
recalculer le coût unitaire d’opération en conséquence : plus les écarts entre la planification
et la réalisation minière diminuent, plus les prévisions économiques du projet seront respec-
tées. La méthodologie proposée présente ici un autre avantage d’application, car elle peut
173
être adaptée, en fonction des intervalles du coût unitaire d’opération désirés, pour présenter
les limites de dilution et pertes opérationnelles acceptables — en fonction du FEDO et du
FEEM — pour ne pas dépasser l’intervalle en question.
Enfin, les résultats de l’analyse de l’effet de la teneur du tout-venant sur les répercussions
de l’écart de dilution opérationnelle et de la variation opérationnelle de minéral sur la valeur
actualisée des profits présentent une application pratique directe, tant au niveau de la pla-
nification minière (faisabilité, long terme) comme de l’opération. En effet, au niveau de la
planification, chaque zone et chaque chantier peuvent être évalués séparément en fonction
de ses propres paramètres afin de décider sur le potentiel économique de son exploitation.
Au niveau de l’opération, bien que l’objectif consiste à respecter le plus possible les prévi-
sions faites, les ingénieurs sont conscients que les multiples contraintes inhérentes à la
réalisation et aux conditions propres au gisement font en sorte que, parfois, il n’est pas
possible de suivre les plans exactement. Dans ces conditions, les analyses présentées dans
ce chapitre servent à orienter, selon la zone à exploiter en question, quand il faut faire plus
d’attention à un possible écart de dilution opérationnelle positif et quand il est préférable de
minimiser les pertes opérationnelles qui pourraient découler d’une variation opérationnelle
de minéral mal estimée.
De ce fait, ce chapitre met en évidence l’importance d’avoir de l’information de qualité et
rend possible la différenciation de critères individuels d’évaluation pour le design des chan-
tiers d’abattage pour mieux répondre aux objectifs de l’opération. Car l’amélioration
174
continuelle des opérations minières requiert une méthodologie qui, intégrée dans un pro-
cessus de retro-analyses systématiques, favorise l’anticipation des problèmes, permette de
formuler des voies pour les corriger et, par conséquent, contribue à optimiser l’ensemble de
l’exploitation minière en minimisant les écarts entre la planification et la réalisation.
175
Chapitre 4
Application et validation de la méthodologie d’évaluation
de la performance technique des chantiers d’abattage :
étude de cas de la mine Éléonore (Goldcorp)
4.1 Introduction
L’empirisme est l’une des caractéristiques définissant le mieux les avancements qui distin-
guent l’ingénierie des mines — tout particulièrement ceux qui touchent les défis de
l’exploitation minière — des autres domaines des sciences et de génie. En effet, comme
discuté dans les chapitres précédents, l’ingénieur des mines doit comprendre, entre autres,
pour des fins de l’exploitation économique d’un gisement, la méthode de minage, la con-
ception de toutes les excavations et le design des chantiers d’abattage. Le tout devant tenir
compte de la nature complexe du milieu de travail inhérent à l’industrie, à savoir le massif
rocheux.
Or, si cette nature complexe fait en sorte qu’il existe un risque associé à l’évaluation du
gisement — teneur et délimitation du corps minéralisé — qui peut avoir des répercussions
dans la catégorisation et les définitions établies par l’ICM en ce qui concerne la norme ca-
nadienne NI 43-101 (Stephenson, 2017), elle ajoute également des difficultés au moment
176
de définir le comportement dudit massif rocheux, notamment en ce qui a trait à la géomé-
canique (Suorineni, 2014). Malgré cela, les classifications et les méthodes amplement
acceptées, voire incontournables au moment d’établir les bases sur lesquelles repose le
design des chantiers d’abattage, sont empiriques — on en compte plusieurs, dont le Rock
Mass Rating (RMR), le Tunneling Quality Index (Q), le Geological Strenght Index (GSI), le
Equivalent Linear Overbreak/Slough (ELOS) et les abaques de stabilité (Suorineni, 2014).
Dans ce contexte, il est évident que l’accès à l’information et l’établissement de bases de
données de référence sont cruciaux au moment de faire progresser les connaissances tout
en permettant de mettre à jour les méthodologies, de prendre conscience de la magnitude
des écarts effectifs entre la planification et la réalisation et d’adapter les technologies en
conséquence. À ce sujet, il convient de noter que l’abaque de stabilité, introduit par Mathews
en 1981 pour le design des chantiers d’abattage, puis utilisé comme point de départ pour
estimer la dilution opérationnelle suite à la modification proposée par Clark (1998) (se réfé-
rer au premier chapitre de la présente thèse) — et qui constitue à l’heure actuelle le standard
pour la conception de l’exploitation par la méthode par chambres vides —, en est un bel
exemple. En effet, cette méthode est devenue populaire après l’expansion de la base de
données originale de 26 cas provenant de 3 mines à 175 cas provenant de 34 mines, puis
la nouvelle calibration appliquée aux facteurs du nombre de stabilité réalisée par Potvin en
1988 (Suorineni, 2012). En plus, le même auteur signale que, aujourd’hui, une version élar-
gie du graphique, développée à partir des travaux de Mathews, Hoek, Wyllie et Stewart en
177
1981, ainsi que de ceux de Trueman et Mawdesley en 2003, contient plus de 400 cas
d’étude, en incluant la mine Mt. Charlotte en Australie (Suorineni, 2012).
Néanmoins, la réalité montre que l’accès à l’information de qualité, surtout en ce qui con-
cerne la performance technique des chantiers d’abattage pour les opérations utilisant la
méthode d’exploitation par chambres vides — nécessaire au moment de statuer sur la fai-
sabilité technique du projet en question —, n’est pas toujours disponible ou peut, dans
certains cas, amener beaucoup d’imprécisions. À cet égard, Planeta et al. (2013) indiquent
que les incertitudes, au moment d’exprimer la dilution opérationnelle pour les compagnies
minières dont les publications, études de faisabilité et statistiques étaient compilées dans le
Canadian Mining Sourcebook et dans différents articles techniques, invalident toute compa-
raison faite entre compagnies et entre méthodes d’exploitation. Encore plusieurs
compagnies essaient de développer leurs propres abaques de stabilité en réponse à cette
situation (Suorineni, 2010). Il va donc de soi qu’un tel scénario ne bénéficie pas l’ensemble
de l’industrie minière, pouvant notamment mettre des entraves au moment de tenter l’ap-
profondissement de la compréhension du comportement du massif et d’en élaborer des
approches mieux adaptées.
Bien que les améliorations proposées au niveau de la méthodologie d’évaluation de la per-
formance technique des chantiers d’abattage, introduites et discutées amplement dans les
deuxième et troisième chapitres de cette thèse, cherchent à répondre à cette problématique,
il reste qu’aucune base de données actuelle — dont les paramètres et définitions utilisés
178
sont connus et permettent d’obtenir les informations nécessaires à l’application de ladite
méthodologie — n’est disponible pour mettre en évidence l’état réel de ladite performance
technique. De ce fait, le présent chapitre vise tout spécialement à élaborer une base de
données adaptée à la méthodologie qui a été présentée dans les chapitres précédents en
ce qui concerne les paramètres et facteurs qui définissent et facilitent l’évaluation de la per-
formance technique des chantiers d’abattage.
L’élaboration d’une telle base de données permettra, par la suite, de comparer les résultats
de performance technique des chantiers d’abattage lorsqu’exprimés avec et sans les con-
sidérations proposées par cette méthodologie tout en déterminant jusqu’à quel point la
précision se voit accrue. Également, en évaluant la performance technique des chantiers
d’abattage de la base de données avec la méthodologie proposée, il sera possible de dé-
montrer, en se servant des facteurs d’écarts introduits, l’impact quantitatif de ces différences
en ce qui touche le coût unitaire d’opération. Enfin, la disposition d’une base de données
solide permettrait non seulement de repérer les tendances particulières qui aideront toutes
les entreprises minières partenaires à optimiser leurs estimations pour les chantiers qui se-
ront exploités dans un contexte similaire, mais aussi d’obtenir des modèles simples de
relation entre les paramètres qui semblent jouer un rôle majeur dans la prédiction de la
performance technique des chantiers d’abattage. Pour cette raison, ce chapitre comprend
la réalisation d’analyses statistiques multifactorielles afin de repérer lesdites variables signi-
ficatives — quoiqu’il convienne de souligner que les résultats statistiques associés à ces
179
analyses sont à prendre avec précaution, en raison, principalement, de la variabilité asso-
ciée à certains paramètres (RMR, irrégularité des chantiers d’abattage) et de la faible
capacité de prédiction qu’ils montrent dans le contexte minier (Jang, 2014).
En effet, ces analyses multifactorielles sont automatiquement reliées à un modèle mathé-
matique à travers une équation de régression cherchant la prédiction de la variable de
réponse en fonction des autres paramètres et leur signification statistique. Dans ce contexte,
Robert-Martel (2016) confirme que la prédiction de ces modèles, pour une mine profonde,
fonctionne pour 25,2% des observations. Ainsi, si de telles analyses sont effectuées seule-
ment dans la perspective de repérer des paramètres qui pourraient éventuellement jouer un
rôle important et, de ce fait, susciter un plus grand intérêt d’étude de la part de l’industrie,
l’auteur tient à accentuer, une fois de plus, que cette thèse ne vise pas à statuer sur la
performance technique des chantiers d’abattage d’une mine en particulier, mais plutôt à
présenter une nouvelle méthodologie pour évaluer ladite performance technique avec des
nouveaux paramètres et facteurs tout en démontrant les avantages découlant de son utili-
sation.
Il convient enfin de mentionner que, dans le but de valider l’approche spécifique sur laquelle
se fonde la méthodologie d’évaluation de performance technique proposée, seulement les
données des chantiers provenant de la mine Éléonore ont été considérées pour la construc-
tion de la base de données — celles-ci étant les mieux adaptées à la démarche et au niveau
de détails exigés par la méthodologie en question. Particulièrement pour le développement
180
de ladite base de données, des visites minières ont été réalisées au site minier d’Éléonore
entre mai et août 2016, puis entre novembre 2017 et février 2018.
4.2 Contexte et description du site minier à l’étude
4.2.1 Généralités
La mine Éléonore est située dans la zone du lac Ell, dans la section nord-est du réservoir
Opinaca, dans la région de la Baie-James, à environ 350 km au nord de Matagami et de
Chibougamau, et à 850 km au nord de Montréal, dans la province de Québec, Canada
(Goldcorp, 2014). L’inauguration de la mine, ainsi que le début de la production commerciale
d’or, ont eu lieu en 2015.
Les travaux réalisés avant l’acquisition du projet Éléonore par Goldcorp, en 2006, ont été
effectués par Virginia Gold Mines Inc. Des activités d’exploration, entre 2001 et 2006 sur le
dépôt Roberto, ont inclus plusieurs techniques de prospection ainsi que la réalisation des
sondages (Goldcorp, 2014). Selon le même rapport, à partir de cette date, Goldcorp a mené
des travaux additionnels, notamment des essais métallurgiques, des estimations des res-
sources et réserves minérales, l’établissement d’une ligne de base environnementale, des
études géotechniques et hydrologiques ainsi qu’une étude de préfaisabilité du projet. Envi-
ron 597625 m ont été forés, répartis dans 1878 trous de forage sur la propriété depuis 2004.
Du total susmentionné, 348 trous de forage (104532 m) ont été effectués par Virginia Gold
Mines Inc. et 1530 trous (493093 m) par Goldcorp. Le patron des trous de forage était de
25 m x 25 m entre la surface et 650 m de profondeur ; de 50 m x 50 m entre 650 et 800 m
181
de profondeur ; et de 100 m x 100 m entre 850 et jusqu’à 1200 m de profondeur (Goldcorp,
2014).
4.2.2 Géologie et minéralisation
Le dépôt Roberto, exploité par la mine Éléonore, est un gisement de type clastique sédi-
mentaire contenant de la minéralisation dite en « stockworks » disséminés dans un milieu
orogénique, mais il est atypique du fait qu’il ne présente que quelques-unes des caractéris-
tiques généralement associées aux gisements de veines des roches vertes de type quartz-
carbonate, comme décrits par la Commission géologique du Canada (Goldcorp, 2014). Le
projet est situé dans la ceinture de roches vertes qui se développe près de la zone de con-
tact entre les sous-provinces Opinaca et La Grande, appartenant à la province Supérieure,
ce qui fait que les lithologies dominantes soient le granite, la granodiorite et les assemblages
hétérogènes de pegmatites, tonalites et granites de la suite intrusive Janin, qui se mêlent
partiellement aux formations de paragneiss du complexe Laguiche (Goldcorp, 2014). Un
aperçu détaillé de la géologie régionale et locale du dépôt Roberto exploité est présenté sur
la Figure 4.1. En outre, d’après Goldcorp (2016), les principales unités géologiques rencon-
trées à la mine Éléonore sont les suivantes :
i) Wacke ;
ii) Wacke minéralisé ;
iii) Conglomérat ;
iv) Pegmatite ;
182
v) Diorite ;
vi) Diabase ;
vii) Paragneiss ;
viii) Schiste.
Figure 4.1 Géologie régionale et locale du dépôt Roberto (Goldcorp, 2014)
183
À l’heure actuelle, la minéralisation a été intersectée jusqu’à une profondeur de 1400 m. Les
enveloppes contenant la minéralisation aurifère ont généralement une épaisseur d’entre 5
et 6 m, qui peut varier de 2 m jusqu’à 20 m ou plus de façon locale (Goldcorp, 2014). En
outre, le même rapport indique que le dépôt Roberto a été historiquement divisé dans les
zones minéralisées suivantes :
i) Roberto ;
ii) Roberto East ;
iii) Zone du lac ;
iv) Zone nord ;
v) Zone de l’éponte supérieure.
Cette nomenclature se base dans la localisation géographique de chaque zone, ainsi que
dans les principales altérations observées. Lesdites zones sont aussi nommées, pour des
fins de la modélisation 3D, 50, 60, 61, 70 et 80. Toutes les zones, subparallèles entre elles,
sont constituées de plusieurs lentilles minéralisées individuelles (Goldcorp, 2014). Une vue
en section verticale de la minéralisation est illustrée sur la Figure 4.2.
184
Figure 4.2 Vue en section de la minéralisation à la mine Éléonore (Goldcorp, 2014)
Il convient de mentionner que toutes les zones demeurent ouvertes en profondeur, c’est
pourquoi la compagnie a alloué, en 2016, un budget de 5 M $ pour évaluer les extensions
du gisement (Beausoleil, 2016).
185
4.2.3 Caractérisation géomécanique du massif rocheux
Selon Goldcorp (2016), compte tenu des conditions propres à la mine Éléonore, la classifi-
cation géomécanique effectuée pour les principales unités géologiques mentionnées dans
le point précédent considère les variations possibles par rapport à la profondeur. Le Tableau
4.1 en fait un résumé.
Tableau 4.1 Valeurs du RMR en fonction de la profondeur par unité géologique à la mine
Éléonore (Goldcorp, 2016)
Paramètre Wacke Wacke min. Conglomérat Pegmatite Diorite Diabase Paragneiss Schist
Résistance du roc 12 12 12 8 12 14 10 7
RQD
Espacement disc.
Condition des disc. 10 10 20 30 10 10 20 5
Conditions d'eau
Orientation -10 -10 -5 0 0 0 -5 -10
RMR76 42 - 47 42 - 47 57 - 62 88 - 93 52 - 57 54 - 59 45 - 50 32 - 37
Résistance du roc 12 12 12 8 12 14 10 7
RQD
Espacement disc.
Condition des disc. 10 10 20 30 10 10 20 5
Conditions d'eau
Orientation -10 -10 0 0 0 0 -5 -10
RMR76 52 - 57 52 - 57 72 - 77 78 - 83 62 - 67 64 - 69 70 - 75 42 - 47
Résistance du roc 12 12 12 8 12 14 10 7
RQD
Espacement disc.
Condition des disc. 10 10 20 30 10 10 20 5
Conditions d'eau
Orientation -10 -10 0 0 0 0 -5 -10
RMR76 47 47 67 73 57 59 60 37
8
10 - Pas d'écoulement dans les ouvertures
Massif rocheux jusqu'à une profondeur de 650 m.
20
10 - 15
10 - Pas d'écoulement dans les ouvertures
Massif rocheux jusqu'à une profondeur de 830 m.
17
Massif rocheux influencé par veine d'eau aux profondeurs 200, 460 et 770 m.
20
10 - 15
0 - Écoulement d'eau en continu à fort débit
186
4.2.4 Méthode d’exploitation
La méthode de minage utilisée pour l’exploitation de la mine Éléonore est celle par
chambres vides avec forage par longs trous. L’exploitation combine les variantes longitudi-
nale et transversale de la méthode22, car la géométrie des lentilles minéralisées varie
dépendamment de sa position. Généralement, celles qui se trouvent au centre du corps
minéralisé sont plus épaisses, en se prêtant mieux à la variante transversale avec des chan-
tiers primaires-secondaires, tandis que celles qui se trouvent dans les zones du nord ou du
sud peuvent être minées par la variante longitudinale de la méthode (Goldcorp, 2014). Tous
les chantiers sont remblayés en utilisant du remblai en pâte mélangé avec du stérile rocheux
concassé. La dimension des chantiers varie selon la géologie et la profondeur, et l’équipe
d’ingénierie estime que du support pourrait être nécessaire ainsi qu’une revalidation des
hypothèses de base suite au démarrage de l’exploitation (Goldcorp, 2014).
Toujours selon Goldcorp (2014), les études réalisées par les consultants spécialisés ont
déterminé que le taux de production optimale devrait se situer entre 1800 et 2500 t/quart, à
partir de deux niveaux de production simultanés. À ce sujet, Joncas (2013) indique que l’un
des défis de démarrage consiste à mettre en application le concept de deux mines afin de
produire 7000 t/jour, soit une mine dite « supérieure », entre la surface et 650 m de profon-
deur, et une mine « inférieure », entre 650 et 1400 m de profondeur.
22 Se référer au premier chapitre de cette thèse pour de plus amples renseignements sur la méthode de minage.
187
4.3 Élaboration de la base de données de performance technique de
chantiers d’abattage
4.3.1 Identification des paramètres et des facteurs de performance technique
Comme mentionné antérieurement, l’élaboration de la base de données dont il est question
prend comme référence la méthodologie d’évaluation de la performance technique amélio-
rée qui a été présentée et discutée précédemment dans cette thèse. Ainsi, suite aux
échanges avec le personnel responsable du site minier à l’étude et aux visites de terrain
effectuées, l’information a été traitée afin d’obtenir, pour le plus grand nombre de chantiers
possible, les paramètres permettant d’appliquer ladite méthodologie d’évaluation de la per-
formance technique, telle que définie dans le troisième chapitre de cet ouvrage. De ce fait,
dans un premier temps, il fut question de recueillir ou de calculer, selon le cas, pour chaque
chantier d’abattage, les paramètres indiqués ci-après :
i) La réserve initiale à l’intérieur des limites du chantier d’abattage, « Ri » ;
ii) La dilution opérationnelle estimée, « De » ;
iii) La dilution opérationnelle réalisée, « Dr » ;
iv) L’écart de dilution opérationnelle, « Ed » ;
v) Les pertes opérationnelles estimées, « Pe » ;
vi) Les pertes opérationnelles réalisées, « Pr » ;
188
vii) L’écart des pertes opérationnelles, « Ep » ;
viii) La minéralisation opérationnelle hors-profil estimée, « Moe » ;
ix) La minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée, « Mor » ;
x) L’écart de minéralisation opérationnelle hors-profil, « Em » ;
xi) La réserve minérale estimée, « Rme » ;
xii) La variation opérationnelle de minéral, « Vom ».
À partir des paramètres mentionnés ci-dessus, il a été possible de calculer, par la suite, les
facteurs de performance technique suivants :
i) Le pourcentage de dilution opérationnelle, « PDO » ;
ii) Le pourcentage de pertes opérationnelles, « PPO » ;
iii) Le pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil, « PMO » ;
iv) Le facteur d’écart de l’extraction du minéral, « FEEM » ;
v) Le facteur d’écart de dilution opérationnelle, « FEDO » ;
vi) Le facteur de variation de la réserve, « FVR » ;
vii) Le facteur de bris sous profil, « FBSP » ;
viii) Le facteur de bris hors-profil, « FBHP ».
189
Également, d’autres paramètres d’importance ont été recueillis afin de mieux catégoriser
chaque chantier et de les prendre en considération en tant que variables pouvant influer sur
leur performance technique. Ces paramètres comprennent :
i) La profondeur ;
ii) Le pendage moyen ;
iii) La puissance moyenne ;
iv) La classification géomécanique selon le système RMR pour chacune des épontes ;
v) Le rayon hydraulique des épontes.
Au total, parmi les 86 chantiers d’abattage exploités ou en cours d’exploitation lors de la
réalisation des visites minières, il a été possible d’obtenir toute l’information nécessaire de
67 chantiers, lesquels ont été validés avec les données provenant du CMS, les rapports de
réconciliation et l’information du bureau de planification minière. La base de données com-
plète, avec tous les paramètres et facteurs susmentionnés, est présentée en Annexe B.
4.3.2 Limitations concernant l’interprétation et la fiabilité de la base de données
L’auteur de cette thèse tient à souligner quelques particularités concernant la présente base
de données imposant une attention spéciale qui touche l’élaboration des tendances et l’in-
terprétation des résultats qui s’ensuivent. En effet, bien que toutes les valeurs présentées
190
proviennent directement de l’opération minière et aient été validées, les caractéristiques qui
lui sont propres exigent la mention de quelques considérations, notamment :
i) Puisque la mine Éléonore a démarré récemment, la caractérisation géomécanique
approfondie de toutes les zones exploitées était toujours en cours de réalisation lors
de la collecte des données respectives. À ce sujet, il convient de préciser que l’indice
RMR correspondant aux épontes de chaque chantier pourrait ne pas représenter cor-
rectement la catégorisation individuelle desdits chantiers. Lesdites valeurs sont donc
très approximatives et doivent être utilisées avec précaution (Paul Germain, commu-
nication personnelle)23 ;
ii) Une étude visant une caractérisation ample de tous les chantiers exploités afin d’éta-
blir le lien entre la qualité géomécanique des chantiers, le rayon hydraulique et les bris
hors-profil, à l’instar de la méthode des abaques de stabilité — présentée dans le deu-
xième chapitre de cette thèse —, a été entreprise par Goldcorp (Sébastien Guido,
communication personnelle)24, dont les résultats n’étaient pas disponibles au moment
de l’obtention de l’information. De ce fait, plusieurs valeurs du RMR ont été obtenues
en liant la profondeur des chantiers avec quelques moyennes générales indiquées par
les premières mesures réalisées figurant dans le programme de contrôle de terrain de
la mine ;
23 Au moment de la communication, Paul Germain est ingénieur senior en mécanique de roches à la mine Éléonore (Goldcorp).
24 Au moment de la communication, Sébastien Guido est ingénieur junior en mécanique de roches à la mine Éléonore (Gold-
corp) et étudiant à la maîtrise à l’Université Laval.
191
iii) Les valeurs correspondant à la dilution opérationnelle réalisée, aux pertes opération-
nelles réalisées et à la minéralisation opérationnelle hors-profil réalisée furent
obtenues à partir des volumes qui proviennent de l’arpentage au laser du chantier
d’abattage après le soutirage. Puisque les trois paramètres de performance technique
susmentionnés sont exprimés en tonnes, leur détermination prend en considération la
masse volumique du matériel pour passer du volume au tonnage. La valeur utilisée
correspond à celle déterminée par l’équipe d’ingénierie de la mine Éléonore, telle
qu’employée au niveau de la planification, soit 2,76 t/m³ (Goldcorp, 2014) ;
iv) La manipulation des volumes obtenus après l’arpentage au laser à l’aide des logiciels
informatiques, particulièrement en ce qui concerne le départ des bris hors et sous
profil, comporte un certain degré d’imprécision. Compte tenu du fait que les chantiers
d’abattage ainsi que la minéralisation sont très irréguliers, il faut traiter et fermer les
limites manuellement.
4.4 Tendances et résultats de l’évaluation de la performance tech-
nique des chantiers d’abattage
4.4.1 Sommaire des résultats de performance technique réelle
Comme mentionné précédemment, un total de 67 chantiers d’abattage du site minier Éléo-
nore furent analysés en fonction de leur performance technique. Le Tableau 4.2 permet de
repérer les valeurs moyennes de cette performance.
192
Tableau 4.2 Valeurs moyennes de performance technique des chantiers d’abattage
Paramètre ou facteur de performance technique Valeur moyenne
Profondeur (m) 494
Pendage (°) 81
Puissance (m) 6,24
Rayon hydraulique des épontes (m) 7
RMR éponte supérieure 53
RMR éponte inférieure 69
Réserve initiale à l’intérieur des chantiers, « Ri » (t) 15174
Pourcentage de dilution opérationnelle, « PDO » 15%
Pourcentage de pertes opérationnelles, « PPO » 16%
Pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil, « PMO » 4%
Facteur d’écart de l’extraction du minéral, « FEEM » 0,88
Facteur d’écart de dilution opérationnelle, « FEDO » 1,03
Facteur de variation de la réserve à l’intérieur des limites, « FVR » 0,92
La lecture du Tableau 4.2 permet de constater, tout d’abord, que les conditions moyennes
de l’exploitation correspondent à celles décrites pour la méthode d’exploitation par
chambres vides, dans le deuxième chapitre de cette thèse. On remarque cependant que les
valeurs moyennes pour les pourcentages de dilution et de pertes opérationnelles semblent
différer relativement à ce qu’indique la littérature. En effet, Robert-Martel (2016) mentionne
193
que, pour les mines visant l’exploitation profonde dans de conditions d’exploitation simi-
laires, les pertes opérationnelles ne dépassent habituellement pas le 2% alors que la dilution
opérationnelle, pour sa part, peut atteindre des valeurs d’entre 20% et 30%. Or, bien que
les valeurs précédemment obtenues proviennent de l’utilisation de la méthodologie d’éva-
luation de performance technique proposée — et comportent, de par ce fait, une précision
relative accrue qui sera abordée dans la section 4.5 de ce chapitre —, cela ne suffit pas à
expliquer de telles différences.
Dans cette optique, et puisque cette thèse met l’accent sur l’impact et les limitations liés à
la dilution et aux pertes opérationnelles, il convient d’analyser leurs tendances de façon plus
détaillée. La Figure 4.3 présente lesdites tendances pour tous les chantiers d’abattage étu-
diés, tandis que la Figure 4.4 montre leurs histogrammes de fréquence.
194
Figure 4.3 Pourcentage de pertes opérationnelles (PPO) et pourcentage de dilution opéra-
tionnelle (PDO) calculés par chantier d’abattage
0% 10% 20% 30% 40% 50% 60% 70%
200-5010-355200-5010-356200-5050-350200-5050-501230-5050-350230-5050-353230-5010-355230-5010-356230-6000-358230-5050-256230-5050-354380-5010-504380-5010-506380-5050-357380-6000-507
380-5050-506A380-5010-500410-5050-352410-5010-358410-5010-504410-5050-351
410-5050-358A410-5050-502B1410-5050-502B2
410-6000-505410-6000-511440-5010-358440-5010-503440-5010-504440-5050-352440-5050-354440-5050-356
440-5050-358A440-5050-503
440-5050-506A440-6000-502440-7000-351440-6000-505440-6000-511590-5050-357590-5050-502620-5010-506620-5010-507620-5050-357620-5050-502620-5050-356620-5050-501620-5010-508650-5010-507650-5050-356650-5050-359650-5050-500
650-5050-502B650-5050-504650-6000-507650-6000-351650-6000-355650-6000-357650-6000-353770-5050-355770-5050-358770-5050-500800-5050-355800-5050-358800-5050-500800-6000-351800-6000-359
Ch
anti
er
PPO
PDO
195
Figure 4.4 Histogrammes de fréquence du pourcentage de pertes opérationnelles (PPO),
en haut, et du pourcentage de dilution opérationnelle (PDO), en bas
L’observation des Figures 4.3 et 4.4 permet de constater que, même si leurs moyennes sont
presque identiques, le comportement du pourcentage de pertes opérationnelles, « PPO »,
196
est beaucoup plus erratique que celui du pourcentage de dilution opérationnelle, « PDO ».
En effet, non seulement le PPO présente des valeurs dépassant 60% dans le cas d’un
chantier d’abattage — alors que, pour le PDO la valeur maximale se trouve autour de 50%
pour deux chantiers particuliers —, mais sa cumulation de fréquences la plus importante est
également supérieure à celle du PDO. Cette tendance inattendue pourrait s’expliquer par
une ou une combinaison des situations suivantes :
i) La mise en production opérationnelle de la mine étant assez récente, une caractéri-
sation du massif rocheux imprécise ou incomplète aurait pu résulter en un patron de
forage inapproprié pour le type de roc ;
ii) Le ou les explosifs utilisés ne sont pas adaptés aux conditions de terrain, résultant
en une fragmentation incomplète ;
iii) Une portion importante de minéral est abandonnée en place suite à des évènements
géomécaniques majeurs ou d’autres facteurs ;
iv) Le design des chantiers d’abattage, en fonction de la morphologie des lentilles et
veinules minéralisées, comporte de nombreuses irrégularités qui rendent difficile
l’application adéquate du patron de forage/sautage.
Par ailleurs, il doit être tenu compte du fait que l’exploitation des premiers chantiers d’abat-
tage est toujours une phase « exploratoire », dans laquelle les équipes d’ingénierie et de
197
géologie peuvent essayer, réévaluer et valider l’information, les patrons et les designs pro-
posés lors de la conception minière et les ajuster en conséquence en fonction du
comportement du terrain au début de la séquence d’exploitation.
Concernant le pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil, « PMO », une va-
leur moyenne de 4% a été obtenue pour l’ensemble des chantiers d’abattage (Figure 4.5).
Ces résultats indiquent qu’une partie du minéral soutiré desdits chantiers provient des bris
hors-profil, soit d’un chantier voisin, soit d’une perte planifiée de ressource minérale ou
d’une combinaison de ces situations. Hormis quelques chantiers d’abattage exceptionnels
pour lesquels le PMO dépasse le 10%, la valeur typique retrouvée se situe majoritairement
autour de 2 à 3%.
Figure 4.5 Histogramme de fréquence du pourcentage de minéralisation opérationnelle
hors-profil (PMO)
198
À propos de ces écarts, il est à noter que la mine, se trouvant au début de l’exploitation,
avait fait une estimation de dilution opérationnelle égale à 10% du tonnage à l’intérieur des
limites de chaque chantier d’abattage. L’utilisation d’un des paramètres de performance
technique introduits, soit l’écart de dilution opérationnelle, « Ed », permet d’exprimer rapide-
ment les valeurs desdits écarts en tant que pourcentage afin d’avoir une vision claire, par
chantier d’abattage, des résultats de la réalisation minière par rapport à la planification. Ces
écarts, en pourcentage, sont illustrés sur la Figure 4.6.
L’observation de la figure susmentionnée met en exergue la presque parité existante entre
les écarts positifs et négatifs. En effet, sur un total de 67 chantiers d’abattage, il y en a 33
qui présentent un écart négatif versus 34 pour lesquels ledit écart est positif. Néanmoins,
l’impact des écarts positifs est beaucoup plus important, car, parmi les chantiers qui en ont
un, il y en a 13 qui affichent une valeur supérieure à 100% de l’estimation — c’est-à-dire
plus du double du tonnage prévu pour cette dilution —, tandis que ces valeurs sont beau-
coup plus faibles lorsqu’il s’agit des écarts négatifs.
Compte tenu du démarrage relativement récent de la mine lors de l’obtention des données,
aucune estimation n’était alors effectuée par l’équipe d’ingénierie pour les pertes opération-
nelles en assumant que leur présence serait négligeable et permettrait par la suite de
l’intégrer, au besoin, dans la planification courante de l’exploitation des futurs chantiers
d’abattage. La minéralisation opérationnelle hors-profil, pour sa part, a été introduite dans
cette thèse — elle n’a donc pas été estimée non plus.
199
Figure 4.6 Écart de dilution opérationnelle (%) calculé par chantier d’abattage
-100.0% -50.0% 0.0% 50.0% 100.0% 150.0% 200.0% 250.0%
200-5010-355
200-5010-356
200-5050-350
200-5050-501
230-5050-350
230-5050-353
230-5010-355
230-5010-356
230-6000-358
230-5050-256
230-5050-354
380-5010-504
380-5010-506
380-5050-357
380-6000-507
380-5050-506A
380-5010-500
410-5050-352
410-5010-358
410-5010-504
410-5050-351
410-5050-358A
410-5050-502B1
410-5050-502B2
410-6000-505
410-6000-511
440-5010-358
440-5010-503
440-5010-504
440-5050-352
440-5050-354
440-5050-356
440-5050-358A
440-5050-503
440-5050-506A
440-6000-502
440-7000-351
440-6000-505
440-6000-511
590-5050-357
590-5050-502
620-5010-506
620-5010-507
620-5050-357
620-5050-502
620-5050-356
620-5050-501
620-5010-508
650-5010-507
650-5050-356
650-5050-359
650-5050-500
650-5050-502B
650-5050-504
650-6000-507
650-6000-351
650-6000-355
650-6000-357
650-6000-353
770-5050-355
770-5050-358
770-5050-500
800-5050-355
800-5050-358
800-5050-500
800-6000-351
800-6000-359
Écart de dilution opérationnelle (%)
200
4.4.2 Le rôle de la profondeur
L’un des objectifs spécifiques de cette thèse vise à déterminer, tout particulièrement, si la
profondeur a une influence sur les tendances de performance technique des chantiers
d’abattage et quelle est la nature desdites tendances, le cas échéant. Lorsque les données
furent recueillies à la mine Éléonore, la profondeur maximale exploitée était de 800 m, sur
un total de quatre horizons de minage, comme le montre le Tableau 4.3. Trois horizons de
minage supplémentaires font partie de la planification de la mine Éléonore, ce qui aurait
comme résultat une exploitation atteignant 1400 m de profondeur — sans compter les par-
ties plus profondes dont le gisement n’a pas encore été délimité.
Tableau 4.3 Horizons de minage et nombre de chantiers minés
Dans un premier temps, il fut question d’obtenir les valeurs moyennes des paramètres de
performance technique d’intérêt pour les chantiers d’abattages se trouvant sur le même
HorizonProfondeur (m) -
Niveau
Nombre de
chantiers minésHorizon
Profondeur (m) -
Niveau
Nombre de
chantiers minés
80 0 470 0
110 0 500 0
140 0 530 0
170 0 560 0
200 4 590 2
230 7 620 7
260 0 650 11
290 0 680 0
320 0 710 0
350 0 740 0
380 6 770 3
410 9 800 5
440 13 67
H1
H2
H3
H4
Total
201
niveau d’exploitation afin de repérer les tendances, soit le pourcentage de dilution opéra-
tionnelle (PDO), le pourcentage de pertes opérationnelles (PPO) et le pourcentage de
minéralisation opérationnelle hors-profil (PMO) (Figure 4.7).
Figure 4.7 Valeurs moyennes du PDO (en haut), PPO (au centre) et PMO (en bas) en
fonction de la profondeur et regroupées par horizon de minage
202
Comme illustré sur la Figure 4.7, étant donné le faible nombre de profondeurs représentées
— et, parfois, le faible nombre de chantiers d’abattage par tranche de profondeur —, les
résultats, au niveau macro, c’est-à-dire toutes profondeurs confondues, ne semblent pas
montrer de tendance particulière autre qu’une dispersion majeure des données. Cependant,
lorsque les données sont regroupées par horizon de minage sur les mêmes graphiques, il
est possible de constater un certain comportement caractéristique. En effet, pour le PDO
tous les horizons, sauf l’horizon 3, mais pas d’une manière suffisamment claire, semblent
montrer une tendance commune : plus on augmente de niveau dans l’horizon — on devient
donc moins profond —, plus la valeur moyenne du PDO augmente. Concernant le PPO et
le PMO, une situation singulière est à remarquer : si pour les horizons 2, 3 et 4 il est possible
de distinguer que plus on augmente de niveau dans l’horizon, plus les valeurs moyennes
du PPO et du PMO diminuent, la tendance s’inverse lorsqu’il s’agit de l’horizon 1. Cette
particularité coïncide avec les premiers résultats des travaux de recherche spécifiques sur
le cas de la performance technique des chantiers d’abattage de la mine Éléonore entamés
par Sébastien Guido, mentionnés antérieurement (Grenon, 2017).
À propos de ces résultats, dans le cas du PDO, il est envisageable que l’exploitation d’un
niveau supérieur dans un horizon donné fasse augmenter le pourcentage de dilution opé-
rationnelle en fonction de la redistribution des contraintes induites et de l’irrégularité des
chantiers d’abattage en question. D’autre part, en ce qui a trait avec le PPO, si le patron de
forage/sautage était à l’origine d’un pourcentage de pertes opérationnelles élevé pour le
premier niveau exploité dans chaque horizon, il est normal que des ajustements dans ces
203
patrons entraînent une diminution du PPO dans les niveaux supérieurs. Cela pourrait se
traduire également par un composant technique supplémentaire de la dilution opérationnelle
qui viendrait expliquer pourquoi le PDO semble augmenter lorsqu’on passe à un niveau
supérieur dans les horizons. En outre, une cause possible pour le comportement différent
du premier horizon pourrait se trouver dans la faible profondeur des niveaux concernés et/ou
dans les altérations au niveau du massif rocheux pour la zone en question.
Les tendances rencontrées au niveau des écarts (FEDO et FEEM) ainsi qu’au niveau des
bris hors et sous profil (FBHP et FBSP) sont présentées sur la Figure 4.8.
Figure 4.8 Valeurs moyennes du FEDO (en haut, à gauche), FEEM (en haut, à droite),
FBHP (en bas, à gauche) et FBSP (en bas, à droite) en fonction de la profondeur
204
Suite à l’observation de la Figure 4.8, on remarque, pour les quatre facteurs de performance
techniques examinés, une dispersion plus importante des valeurs moyennes lorsque la pro-
fondeur augmente. Cette dispersion semble être accompagnée, dans tous les cas, d’une
légère tendance à la hausse de la valeur moyenne des facteurs, directement proportionnelle
à la profondeur.
Notons que, dans une étude faisant partie du projet d’envergure dans lequel s’encadre cette
thèse, Robert-Martel (2016) a été capable de mettre en évidence l’importance de la profon-
deur à travers le ratio de contraintes « Kmax » — qui s’obtient du quotient entre la contrainte
principale (S1) sur la contrainte maximale induite (Smax) — pour ce qui est de la stabilité du
chantier d’abattage. Bien qu’il ait été désirable d’effectuer ce type d’analyse pour les chan-
tiers d’abattage conformant la présente base de données, des mesures de contraintes in-
situ inexistantes pour le site minier n’ont pas permis une telle comparaison. Cela s’explique
par le fait que, au niveau du rapport technique (Goldcorp, 2014), des simulations numé-
riques ont été utilisées et que ces dernières ont pris le ratio comme étant constant.
Or, si cela peut s’avérer valide pour les mines à faible profondeur ou qui débutent une ex-
ploitation dans des horizons de minage près de la surface, il serait tout à fait intéressant
d’effectuer des mesures de contraintes en fonction de la réalité de chaque site minier. Car,
s’il existe des modèles de contraintes pour certaines régions du Canada et du Québec,
ceux-ci peuvent s’avérer peu représentatifs pour le contexte de la mine en question. En
effet, l’auteur cité précédemment a montré qu’à partir des contraintes mesurées sur place
205
sur le site de la mine LaRonde, les courbes obtenues suggèrent un comportement linéaire
différent de celui dicté par le modèle général pour l’Abitibi (Robert-Martel, 2016).
4.4.3 Analyses statistiques multifactorielles
Dans l’optique d’approfondir la mise en évidence des tendances découlant de la base de
données tout en continuant à étudier le rôle de la profondeur, diverses analyses statistiques
multifactorielles ont été effectuées afin de mieux comprendre le comportement de la perfor-
mance technique des chantiers d’abattage. Ces analyses plus poussées, réalisées avec le
logiciel de traitement statistique Minitab®, cherchent à identifier les variables statistique-
ment significatives lorsqu’une d’elles est fixée comme étant la variable de réponse. Comme
il a été mentionné antérieurement, ces analyses sont attachées à un modèle mathématique
pouvant prédire le résultat de la variable de réponse en fonction des autres variables et
doivent donc être considérées avec prudence. Le processus d’identification des variables
significatives relativement à une réponse donnée se base sur la méthodologie statistique du
plan d’expériences, plus particulièrement avec un plan de type factoriel. De même, le mo-
dèle retenu pour la prédiction mathématique d’une variable est de régression linéaire, tous
deux incorporés dans le logiciel susmentionné. Il est à noter que cette démarche fut validée
par le Service de consultation statistique de l’Université Laval.
De ce fait, des analyses statistiques multifactorielles furent appliquées en prenant les diffé-
rents paramètres et facteurs de performance technique des chantiers d’abattage comme
206
variable de réponse, alors que les valeurs correspondantes à la profondeur, au rayon hy-
draulique des épontes, à la puissance et au pendage moyens et à la valeur du RMR pour
chacune des épontes virent conformer les variables indépendantes25. Les résultats, qui con-
sidèrent aussi l’effet de l’interaction entre les variables, sont présentés ci-après (Figures 4.9
à 4.13) à l’aide des diagrammes de Pareto générés par le logiciel avec une signification
statistique de 85%. Les paramètres dépassant la ligne de signification, en rouge, sont cen-
sés d’être significatifs pour le comportement de la variable de réponse.
Figure 4.9 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le PDO et le PPO
25 Bien que les valeurs du RMR de chaque éponte soient obtenues en fonction de la profondeur, ceci ne constitue qu’une
première catégorisation, n’affectant pas le modèle, car celui-ci tient compte des interactions. Par ailleurs, la base de données
présente plusieurs tranches de profondeurs ayant les mêmes valeurs pour l’indice susmentionné.
207
Figure 4.10 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le PMO
Figure 4.11 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le FBHP et le FBSP
208
Figure 4.12 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour l’ELOS des épontes
Figure 4.13 Diagrammes de Pareto des effets standardisés pour le FEDO et le FEEM
La Figure 4.9 met en relief que, lorsque les interactions de premier ordre sont considérées,
le pourcentage de dilution opérationnelle, « PDO », se voit influencé, premièrement, par la
209
combinaison des effets du pendage moyen et de la puissance moyenne, puis par la combi-
naison des effets de la profondeur et du rayon hydraulique des épontes. La profondeur
apparaît également comme facteur dans les deux effets combinés qui influent sur le pour-
centage de pertes opérationnelles, « PPO ». Elle n’est pourtant pas présente comme une
variable ayant un effet significatif lorsque les diagrammes considèrent uniquement l’in-
fluence des paramètres isolés. Dans ce dernier cas, la puissance moyenne devient la seule
variable significative pour les deux facteurs précédemment mentionnés. Cela peut trouver
son origine dans le fait que, étant donné l’irrégularité des chantiers d’abattage, une puis-
sance plus importante viendrait amplifier l’effet de ladite irrégularité, qui se traduirait
— lorsque le pendage moyen, autre facteur dont l’effet combiné semble important, y contri-
bue — par des bris sous et/ou hors-profil plus importants, venant jouer sur les pertes et la
dilution opérationnelles.
L’idée antérieure se voit renforcée avec les résultats de la Figure 4.10. En effet, puisque le
pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil, « PMO », est une conséquence
des bris hors-profil provenant d’un chantier adjacent ou incluant une perte planifiée de res-
source minérale, on voit que le rayon hydraulique des épontes, la puissance moyenne et le
pendage moyen sont les trois variables significatives pour ce facteur. La profondeur, encore
une fois, aurait un effet seulement lorsque des interactions sont considérées. Cette ten-
dance est, en outre, confirmée lorsque le facteur de bris hors-profil et le facteur de bris sous
profil sont analysés (Figure 4.11). Si, pour le premier, c’est le rayon hydraulique des épontes
la variable la plus significative, c’est la puissance moyenne qui prend la place pour le dernier
210
facteur. Ce résultat semble logique, car une augmentation du rayon hydraulique des
épontes — qui est tributaire de la surface exposée — pourrait engendrer des bris hors-profil
majeurs de par son composant géomécanique suite à la redistribution des contraintes, mais
n’ayant pas d’impact sur les bris sous profil. Ces derniers, comme indiqué au préalable,
seraient plutôt influencés par la puissance moyenne et l’irrégularité du chantier d’abattage.
La Figure 4.12 permet d’approfondir dans cette voie à propos des bris hors-profil. En effet,
à partir de ceux-ci fut calculée la valeur de ELOS de chacune des épontes, et les résultats
illustrent que, pour l’éponte supérieure, ce sont la puissance moyenne et le rayon hydrau-
lique qui ont une influence sur les effondrements, suivis de près par le RMR de ladite éponte.
L’éponte inférieure, par contre, voit ses effondrements influencés uniquement par la puis-
sance moyenne, mettant en évidence que, comme le montre la littérature, l’éponte
supérieure doit une partie de ses effondrements au côté géomécanique, sur lequel la qualité
du massif de l’éponte en question ne peut pas être négligée.
De surcroît, la Figure 4.13 indique qu’aucune variable ne peut être tenue responsable du
facteur d’écart de dilution opérationnelle, « FEDO », tandis que la puissance moyenne aurait
une influence sur le facteur d’écart de l’extraction du minéral. Il est légitime de penser que,
puisque ces deux facteurs de performance technique comprennent une comparaison de la
réalisation par rapport aux estimations faites, leur valeur ne dépende pas des variables dont
il est question, comme le montre le cas pour le FEDO — en raison, possiblement, du fait
que seulement des estimations pour la dilution opérationnelle ont été effectuées.
211
Bien évidemment, il serait souhaitable que, pour la plus grande partie de chantiers d’abat-
tage, ces deux facteurs de performance technique, le FEDO et le FEEM, soient près de
l’unité. Le logiciel permet de repérer les tendances qui ont été discutées dans la présente
section afin d’estimer leurs répercussions dans la performance technique et indique les-
quelles devraient être les valeurs des variables en étude qui optimiseraient la réponse
— toujours sur la base d’un modèle de régression mathématique-statistique à prendre avec
précaution —, à savoir FEDO et FEEM égaux à l’unité (Figure 4.14). Ce même type d’ana-
lyse fut par la suite effectué avec le PDO, le PPO et le PMO, l’objectif étant de minimiser
ces trois facteurs (Figure 4.15).
Figure 4.14 Diagramme d’optimisation-effets pour le FEDO et le FEEM
212
Figure 4.15 Diagramme d’optimisation-effets pour le PDO, le PPO et le PMO
Les Figures 4.14 et 4.15 ci-avant confirment, d’une part, qu’il y a peu d’influence des va-
riables sur les facteurs d’écart, ceux-ci dépendant plutôt des estimations. En effet, presque
toutes les courbes, à l’exception des RMR des épontes — qui présentent une crête qui vient
invalider leur inclusion pour les facteurs en étude —, ont un comportement plat relativement
à la réponse du FEDO et du FEEM. D’autre part, lorsqu’il s’agit du PDO, du PPO et du PMO,
les variables montrent un certain comportement par rapport à la réponse obtenue des fac-
teurs. Ainsi, les trois optimisations indiquent que les trois facteurs seront minimes à une
profondeur plus faible, à un pendage vertical — ce paramètre n’a pas d’influence majeure
sur le PPO —, à une plus grande puissance mais avec un faible rayon hydraulique, et avec
des valeurs plutôt faibles du RMR des épontes.
213
4.5 Validation de la méthodologie d’évaluation de performance tech-
nique des chantiers d’abattage
Si, dans les sections précédentes, la méthodologie d’évaluation proposée a permis de
mettre en évidence, de manière détaillée, la performance réelle des chantiers d’abattage du
site minier Éléonore — tout en identifiant, de manière préliminaire, certaines tendances pou-
vant contribuer à l’amélioration des estimations et, de ce fait, à diminuer les écarts entre la
planification et la réalisation minières —, cette section fait le point sur les avantages de la
mise en application des paramètres et des facteurs que la méthodologie proposée incor-
pore, démontrant que cette dernière devient, de ce fait, plus précise en ce qui concerne la
caractérisation de la performance technique réelle comparativement à une méthodologie
sans lesdits paramètres et facteurs26. En effet, les modèles de l’équipe de géologie,
lorsqu’intégrées au niveau de la réconciliation minière, influent sur la planification de l’ex-
ploitation et le design des chantiers d’abattage effectués par l’équipe d’ingénierie. Compte
tenu du fait que lesdits modèles géologiques pourraient résulter en la catégorisation d’une
partie du matériel effondré comme étant du minéral, l’utilisation d’une méthodologie de cal-
cul non-adaptée à cette réalité s’avérerait inadéquate, comme le démontre la Figure 4.1627.
26 Il est naturel que cette validation aborde — puisqu’il s’agit des limitations sur lesquelles se basent les améliorations propo-
sées — les concepts de pertes et dilution opérationnelles
27 Il est à noter que les définitions de dilution concernées sur la Figure 4.16 correspondent à celles indiquées dans le Tableau
1.3, notamment les définitions 1 et 8, la première étant la plus communément utilisée tandis que la dernière comprend la
variable ELOS.
214
Figure 4.16 Dilution par chantier d’abattage selon différentes méthodes de calcul
0% 10% 20% 30% 40% 50% 60%
200-5010-355
200-5010-356
200-5050-350
200-5050-501
230-5050-350
230-5050-353
230-5010-355
230-5010-356
230-6000-358
230-5050-256
230-5050-354
380-5010-504
380-5010-506
380-5050-357
380-6000-507
380-5050-506A
380-5010-500
410-5050-352
410-5010-358
410-5010-504
410-5050-351
410-5050-358A
410-5050-502B1
410-5050-502B2
410-6000-505
410-6000-511
440-5010-358
440-5010-503
440-5010-504
440-5050-352
440-5050-354
440-5050-356
440-5050-358A
440-5050-503
440-5050-506A
440-6000-502
440-7000-351
440-6000-505
440-6000-511
590-5050-357
590-5050-502
620-5010-506
620-5010-507
620-5050-357
620-5050-502
620-5050-356
620-5050-501
620-5010-508
650-5010-507
650-5050-356
650-5050-359
650-5050-500
650-5050-502B
650-5050-504
650-6000-507
650-6000-351
650-6000-355
650-6000-357
650-6000-353
770-5050-355
770-5050-358
770-5050-500
800-5050-355
800-5050-358
800-5050-500
800-6000-351
800-6000-359
Dilution opérationnelle calculée selon la méthodologie en usage [Déf. 1] (%)
Dilution opérationnelle calculée à partir de ELOS (%)
Pourcentage de dilution opérationnelle (PDO)
215
L’analyse de la Figure 4.16 démontre que le pourcentage de dilution opérationnelle calculé
à partir de la variable ELOS est, pour la plupart des chantiers (43 cas sur 67), légèrement
plus élevé comparativement à celui obtenu à l’aide du PDO. Cela s’explique par une com-
binaison des raisons suivantes :
i) Le facteur temps semble avoir une influence sur la magnitude des effondrements —
l’importance de ce facteur, d’ailleurs, coïncide avec les premiers résultats de Sébas-
tien Guido (Grenon, 2017). En effet, il arrive que, après la réalisation du CMS utilisé
pour l’analyse, un effondrement important ait lieu, venant ajouter du matériel supplé-
mentaire à soutirer, lequel sera comptabilisé au niveau du tonnage. La situation
inverse — soit l’utilisation d’un CMS qui tient compte des effondrements importants
survenus pendant la dernière phase du soutirage alors qu’une certaine portion de ce
matériel a été abandonnée dans le chantier — est également possible ;
ii) La variable ELOS, tenant compte de l’intégralité des bris hors-profil, ne discrimine
pas en relation de la provenance du matériel faisant partie desdits bris et ayant été
intégré dans une autre catégorie.
Compte tenu des aspects susmentionnés, il est possible de remarquer qu’un pourcentage
de dilution calculé à partir des effondrements avec la variable ELOS pourrait résulter en une
surestimation du pourcentage de dilution opérationnelle réel — notons que la méthode de
calcul de dilution avec ELOS suppose que les effondrements sont du stérile, ce qui n’est
pas compatible lorsqu’on veut intégrer la minéralisation opérationnelle hors-profil. La valeur
du pourcentage de dilution opérationnelle se voit également surestimée lorsque la méthode
216
de calcul employée est celle de la définition 1, bien qu’elle soit plus proche du PDO pour
plusieurs chantiers d’abattage — cela en raison de la non-inclusion du matériel minéralisé
d’autres provenances.
D’autre part, puisque la méthode de calcul du pourcentage de dilution opérationnelle à partir
de la variable ELOS ne considère pas les pertes opérationnelles ayant pu se produire, cer-
tains chantiers pourraient voir, comme illustré sur la Figure 4.16, leur performance technique
surestimée. En effet, étant donné que le PDO tient compte des pertes opérationnelles, plus
ces dernières sont importantes, plus grande sera la valeur du pourcentage de dilution opé-
rationnelle relativement à celui obtenu en utilisant la variable ELOS. Dans la même optique,
lorsque les pertes opérationnelles sont utilisées comme étant le seul paramètre pour estimer
l’extraction du minéral, il existe un risque de sous-estimer l’extraction réelle, car la minérali-
sation opérationnelle hors-profil n’est pas prise en compte. Il a pourtant été préalablement
démontré, dans cette thèse, que ladite minéralisation opérationnelle, lorsqu’intégrée correc-
tement avec le modèle géologique et au niveau de la réconciliation minière, vient compenser
les pertes opérationnelles subies lors de l’exploitation. De ce fait, un avantage majeur de la
méthodologie d’évaluation proposée est que l’utilisation du PDO permet de dépeindre le
comportement de la dilution opérationnelle réelle — c’est-à-dire par rapport au minéral ef-
fectivement extrait à l’intérieur des limites du chantier d’abattage — selon les variations
expérimentées au niveau des pertes opérationnelles et de la minéralisation opérationnelle
hors-profil, tandis que le même pourcentage, calculé en utilisant la variable ELOS, demeure
constant dans tous les scénarios (Figure 4.17).
217
Figure 4.17 PDO en fonction des pertes opérationnelles réalisées et de la minéralisation
opérationnelle hors-profil réalisée (exemple pour le chantier 230-5050-256)
De surcroît, la méthodologie d’évaluation proposée offre d’autres avantages. En effet, elle
permet d’effectuer le suivi du matériel qui aurait été catégorisé de façon erronée — notam-
ment la minéralisation opérationnelle hors-profil — et, par conséquent, favoriser une
mauvaise interprétation de la performance technique des chantiers d’abattage. La Figure
4.18 exemplifie cette situation en faisant le suivi des chantiers exploités au site minier Éléo-
nore durant les périodes de juillet 2015 et de février 2016.
218
Figure 4.18 Suivi du tonnage ayant été catégorisé plus précisément avec la méthodologie
proposée pendant les périodes de juillet 2015 (en bleu) et de février 2016 (en vert)
Toujours en lien avec les avantages d’application de la méthodologie d’évaluation proposée,
il fut possible de calculer — à partir du facteur d’écart de l’extraction du minéral (FEEM),
puisque aucune estimation n’a été effectuée pour pertes opérationnelles — l’extraction de
minéral réelle en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage et la com-
parer avec l’extraction qui aurait été obtenue sans les modifications. Ceci est illustré sur la
Figure 4.19 pour tous les chantiers analysés du site minier Éléonore.
0 500 1000 1500 2000 2500 3000 3500
230-5010-355
230-6000-358
380-6000-507
440-5010-358
440-5050-506A
650-5050-502B
200-5050-501
410-5050-351
440-6000-505
620-5050-356
650-6000-351
800-6000-351
Tonnage
Ch
anti
er
d'a
bat
tage
219
Figure 4.19 Différences de calcul de l’extraction du minéral par chantier d’abattage
0% 20% 40% 60% 80% 100% 120%
200-5010-355200-5010-356200-5050-350200-5050-501230-5050-350230-5050-353230-5010-355230-5010-356230-6000-358230-5050-354380-5010-504380-5010-506380-6000-507380-5010-500410-5050-352410-5010-504410-5050-351
410-5050-358A410-5050-502B1
410-6000-511440-5010-358440-5010-503440-5010-504440-5050-352440-5050-354440-5050-356
440-5050-358A440-5050-503
440-5050-506A440-6000-502440-7000-351440-6000-505440-6000-511590-5050-357590-5050-502620-5010-506620-5010-507620-5050-357620-5050-502620-5050-356620-5050-501620-5010-508650-5010-507650-5050-356650-5050-359650-5050-500
650-5050-502B650-5050-504650-6000-351650-6000-355770-5050-355770-5050-358800-5050-355800-5050-358800-5050-500800-6000-359
Quantité de minéral extraite reportée par la mine (sans les corrections proposées) (%)
Quantité de minéral effectivement extraite (calculée avec les corrections propoées) (%)
220
Finalement, l’un des aspects les plus importants concernant les applications de la métho-
dologie d’évaluation proposée correspond à la possibilité d’ajuster le coût unitaire
d’opération en fonction de la performance technique réelle des chantiers d’abattage qui en
résulte. Dans le chapitre précédent, il a été prouvé que l’utilisation des équations de correc-
tion permet d’élucider sur l’impact de ladite performance technique relativement au coût
unitaire d’opération ainsi que de faire le départ en fonction du tout-venant ou du minéral
effectivement extrait par rapport à la réserve minérale estimée.
Il est maintenant question de valider l’importance de tels impacts dans le cas des chantiers
d’abattage composant la base de données. Pour ce faire, un coût unitaire d’opération estimé
de base, comme présenté antérieurement sur le Tableau 3.1, fut attribué à chaque chantier.
Puis, en fonction de leurs performances techniques reportées, le coût unitaire en question
fut recalculé et exprimé en fonction du tout-venant et du minéral effectivement extrait par
rapport au minéral planifié à extraire (Figure 4.20). On y constate que la performance tech-
nique des chantiers d’abattage peut, dans certains cas, faire augmenter le coût unitaire
d’opération réel, c’est-à-dire en fonction du minéral extrait par rapport à la réserve minérale
estimée, de 33%. Lorsqu’exprimé par tonne de tout-venant, le coût unitaire d’opération, une
fois corrigé, augmente dans 35 chantiers sur 55 cas considérés. Ainsi, si le coût unitaire
d’opération planifié était de 120,77 $ par tonne de minerai estimé à extraire, il est, en
moyenne, de 123,40 $ par tonne de tout-venant extrait et de 129,12 $ par tonne de minéral
effectivement extrait par rapport à la réserve minérale estimée.
221
Figure 4.20 Variation du coût unitaire d’opération en fonction de la performance technique
des chantiers d’abattage
0 20 40 60 80 100 120 140 160
200-5010-356200-5050-350200-5050-501230-5050-350230-5050-353230-5010-355230-5010-356230-6000-358230-5050-354380-5010-504380-5010-506380-6000-507380-5010-500410-5050-352410-5010-504410-5050-351
410-5050-358A410-5050-502B1
410-6000-511440-5010-358440-5010-503440-5010-504440-5050-352440-5050-354440-5050-356
440-5050-358A440-5050-503
440-5050-506A440-6000-502440-7000-351440-6000-505440-6000-511590-5050-357590-5050-502620-5010-506620-5010-507620-5050-357620-5050-502620-5050-356620-5050-501620-5010-508650-5010-507650-5050-356650-5050-359650-5050-500
650-5050-502B650-5050-504650-6000-351650-6000-355770-5050-355770-5050-358800-5050-355800-5050-358800-5050-500800-6000-359
C(TV) ($/t) C(M) ($/t) C(Planifié) ($/t) Linéaire (C(Planifié) ($/t))
222
4.6 Conclusions
La méthodologie d’évaluation de la performance technique proposée fut appliquée aux
chantiers d’abattage de la mine Éléonore conformant la base de données sur laquelle s’ap-
puie ce chapitre. De cette application, il est possible d’obtenir, premièrement, une
amélioration quant à la précision de certains paramètres de performance technique, notam-
ment les pertes opérationnelles et la dilution opérationnelle, à l’aide du pourcentage de
pertes opérationnelles, « PPO », et du pourcentage de dilution opérationnelle, « PDO »,
respectivement. Les écarts détectés s’expliquent par le fait que la mine Éléonore fait une
catégorisation exhaustive de la provenance du matériel effondré dans les chantiers en rai-
son de sa minéralisation irrégulière composée de plusieurs lentilles éparpillées. Une telle
manière de procéder risquerait de ne pas être complètement reflétée au moment d’exprimer
la performance technique réelle si la méthodologie utilisée ne tient pas compte des compo-
sants susmentionnés.
Toujours dans cette optique, la méthodologie d’évaluation proposée intègre des paramètres
et facteurs permettant de mesurer quantitativement l’impact que ces effondrements minéra-
lisés peuvent avoir, particulièrement à travers la variation opérationnelle de minéral, « Vom »,
et pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil, « PMO » — puisque les pertes
opérationnelles risquent de se voir compensées par ladite minéralisation hors-profil. D’ail-
leurs, les résultats de performance technique rencontrés viennent confirmer cette idée : les
223
chantiers étudiés ont, en moyenne, un pourcentage de pertes opérationnelles de 16%, tan-
dis que le pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil moyen est, quant à lui,
de 4%.
Deuxièmement, concernant l’interprétation de la performance technique réelle, une série
d’analyses statistiques multifactorielles furent réalisées. Bien qu’elles soient encore très pré-
liminaires, compte tenu du nombre limité de chantiers minés, les tendances rencontrées lors
des analyses statistiques s’avèrent assez logiques et présentent des premières pistes d’in-
vestigation, dont l’inclusion d’un « facteur d’irrégularité » des chantiers afin de confirmer
l’impact de la puissance comme facteur d’influence au niveau du PDO et du PPO. De plus,
elles viennent confirmer certaines idées majeures faisant partie de la littérature, notamment
l’importance des effondrements dans l’éponte supérieure vis-à-vis de ceux de l’éponte infé-
rieure. Il est pertinent de souligner qu’il serait souhaitable de réaliser davantage d’analyses
statistiques multifactorielles lorsque d’autres informations viendront s’ajouter à la base de
données, particulièrement celles qui concernent le côté géologique détaillé, mais aussi les
études d’ingénierie permettant d’identifier le facteur anthropique dans certains paramètres
de performance technique des chantiers d’abattage.
Concernant le rôle de la profondeur, le nombre limité de chantiers d’abattage et de niveaux
exploités au moment de la collecte des données — en raison du récent démarrage de l’opé-
ration —, la période d’essai dans plusieurs chantiers ainsi que certaines informations encore
préliminaires, surtout au niveau de la classification RMR pour les épontes, font en sorte
224
qu’aucun jugement catégorique ne peut être émis. Nonobstant, les premières tendances
rencontrées montrent, de façon générale, un comportement plus erratique des paramètres
et facteurs de performance technique des chantiers d’abattage au fur et à mesure que la
profondeur augmente. De plus, les analyses statistiques multifactorielles effectuées, comme
mentionné précédemment, semblent indiquer que la profondeur serait une variable signifi-
cative lorsque les modèles de régression considèrent les effets combinés entre les
variables. Ces analyses sont à répéter lorsque davantage de chantiers et d’horizons de
minage seront exploités.
D’autre part, dans le cas particulier de la mine Éléonore — étant donné que le processus
de réconciliation et de planification au niveau de l’équipe de géologie fait la catégorisation
du matériel des bris hors-profil et inclut, de ce fait, une minéralisation opérationnelle hors-
profil (Martin Perron, communication personnelle)28 —, il résulte qu’une méthodologie adap-
tée à cette différenciation de la provenance du matériel doit être utilisée afin de représenter
adéquatement la performance technique réelle des chantiers d’abattage tout en s’intégrant
au processus de planification de l’équipe d’ingénierie minière. En ce sens, la sous-estima-
tion de l’extraction réelle du minéral des chantiers d’abattage risque d’affecter les décisions
prises en conséquence. En effet, les effondrements peuvent faire en sorte que la quantité
finale de minerai soutiré dépasse la quantité estimée — subséquemment, l’extraction du
minéral effective devrait être supérieure à 100%. Comme le démontre l’étude de cas avec
les chantiers du site minier, la méthodologie d’évaluation proposée dans cette thèse s’avère
28 Au moment de la communication, Martin Perron est surintendant de la géologie à la mine Éléonore (Goldcorp).
225
complètement pertinente pour répondre à cette problématique, en rapprochant les différents
niveaux et équipes miniers et en ajoutant de la valeur avec un outil précis pour mieux gérer
l’information provenant de l’opération.
Enfin, la méthodologie proposée fait un lien direct entre la performance technique des chan-
tiers d’abattage et son influence sur le coût unitaire d’opération — l’un des paramètres clés
au moment de déterminer, entre autres, la teneur de coupure. Elle offre ainsi, dans cette
optique, des équations permettant d’ajuster ledit coût en fonction de la performance tech-
nique réelle de l’opération. De ce fait, suite à l’analyse rétrospective des données de
performance technique pour une zone, un sous-niveau, ou autre, des prévisions peuvent
être effectuées par les ingénieurs en planification dans le but d’étudier l’impact que certains
écarts au niveau de la performance pourraient avoir sur la rentabilité économique du projet.
Ces informations dans son ensemble, complétées avec les teneurs moyennes respectives,
permettront par la suite de recalculer la teneur de coupure et de vérifier le modèle de blocs
en conséquence tout en optimisant la séquence de minage pour plusieurs scénarios. Il est
d’ailleurs à noter que la méthodologie d’évaluation proposée compte, parmi ses avantages,
la possibilité de l’utiliser également comme outil d’estimation. Autrement dit, en fixant un
coût unitaire d’opération de base, il est possible de faire varier les facteurs de performance
technique des chantiers d’abattage pour déterminer quel serait le coût unitaire réel dans des
conditions hypothétiques.
226
Conclusion
Sommaire rétrospectif
La présente thèse de doctorat commence par présenter une radiographie actualisée de
la réalité de l’industrie minière québécoise exploitant ou visant l’exploitation en profondeur.
Tout d’abord, l’ouvrage se penche sur une mise en contexte détaillée comportant les pro-
blématiques associées à ces mines, ce qui met en évidence l’importance, dans le but de
bien affronter les défis qui en résultent, de compter, à la base, avec une méthodologie
d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage suffisamment robuste
pour dépeindre correctement cette réalité. Après la définition des objectifs et la description
détaillée de la méthode de minage et de la norme NI 43-101, une revue critique de la
littérature permet d’identifier les lacunes et les limitations qui font en sorte que la métho-
dologie d’évaluation couramment utilisée — celle qui repose sur deux paramètres
principaux pour représenter la performance technique des chantiers d’abattage, à savoir
la dilution et les pertes opérationnelles — ne soit plus adéquate pour décrire l’éventail de
possibilités susceptible de se produire au sein d’un chantier d’abattage, compte tenu des
avancements technologiques.
Plus particulièrement, cette thèse démontre que, lorsqu’il survient un effondrement pour
lequel il est possible déterminer la provenance du matériel, notamment du minéral quand
227
l’effondrement en question touche un chantier adjacent et/ou inclut une perte planifiée de
ressource minérale et que, au niveau de la réconciliation, le modèle géologique est pris
en considération pour faire de telles différenciations, une méthodologie d’évaluation de la
performance technique des chantiers d’abattage basée uniquement sur les concepts de
dilution et pertes opérationnelles, non seulement ne parvient pas à refléter correctement
ladite performance, mais aussi risque de l’évaluer incorrectement, affectant toute la
chaîne des décisions qui sont prises en conséquence. Dans le but de pallier cette situa-
tion, le concept de « minéralisation opérationnelle hors-profil » est introduit à la
méthodologie, à partir duquel origine le paramètre « variation opérationnelle de minéral »
et le facteur « pourcentage de minéralisation opérationnelle hors-profil ».
En second lieu, la méthodologie d’évaluation proposée permet également de quantifier
les répercussions de la performance technique des chantiers d’abattage sur quelques as-
pects d’importance économique, tout particulièrement le coût unitaire d’opération. Cette
méthodologie met ainsi à la disposition des ingénieurs des équations permettant d’effec-
tuer une première quantification de l’impact en fonction des écarts observés entre la réalité
et la planification et, de ce fait, d’ajuster en conséquence les estimations futures. La mé-
thodologie développée possède aussi l’avantage d’utiliser un langage commun,
applicable tant au niveau de l’étude de faisabilité que pendant l’opération et la réconcilia-
tion minières. Pour ce faire, la méthodologie d’évaluation proposée prend l’unité basique
de la planification minière : le chantier d’abattage — tout en s’adaptant aux exigences
stipulées par la dernière version de la norme canadienne NI 43-101 pour les études de
228
faisabilité. En conséquence, elle peut intégrer adéquatement les écarts qui viendront se
produire suite à la réalisation lors de l’opération minière, tout en comprenant que ce sont
les estimations faites pendant la planification qui définissent les points de comparaison.
Finalement, cette thèse doctorale tient à mettre l’accent sur le côté réflexif qui doit primer
dans les aspects théorique et pratique de l’ingénierie des mines. En effet, il ne faut pas
oublier que, de par sa nature empirique et pour avoir comme milieu de travail le massif
rocheux, l’application d’une méthodologie quelconque devrait toujours être accompagnée
d’une compréhension claire des principes sur lesquels elle se base. Il s’ensuit qu’un tel
discernement est le point de départ pour établir la pertinence de l’application de ladite
méthodologie au cas particulier en étude — savoir, par exemple, dans quel contexte spé-
cifique la méthodologie en question a été développée ; quelles étaient les limites
technologiques à l’époque de sa conception et quelles améliorations ont vu le jour de-
puis ou encore quelles étaient les règlements en vigueur et quelle vision avait l’industrie
minière au moment de son établissement. Selon l’auteur, ce côté réflexif, bien qu’il soit
nécessaire à la résolution des constants défis du domaine, risque parfois de passer en
arrière-plan dans la pratique du secteur, notamment lorsque des méthodes qui ont donné
des bons résultats commencent à être utilisées comme de recettes sans plus questionner
leurs possibilités d’application et leurs limites. Le présent ouvrage démontre l’importance,
à un certain moment donné, d’interroger les méthodologies en usage afin de savoir si elles
répondent toujours convenablement et si certaines lacunes identifiées peuvent désormais
être corrigées, le cas échéant.
229
En résumé, la présente thèse de doctorat propose une méthodologie d’évaluation amé-
liorée de la performance technique des chantiers d’abattage qui se veut robuste,
d’application facile, pratique et validée à travers l’étude de cas d’une mine en opération,
et qui, pourtant, ne circonscrit pas son utilisation à un seul site minier — de par le fait
qu’elle ne cherche pas à prédire des valeurs, mais plutôt à les intégrer adéquatement de
manière plus détaillée et en tenant compte des écarts opérationnelles. De ce fait, cette
méthodologie convient tout spécialement à :
i) Rapprocher les études de faisabilité, la planification et l’opération minière ;
ii) Augmenter la précision, le détail et la qualité de l’information provenant des chan-
tiers d’abattage ;
iii) S’adapter aux nouvelles technologies ;
iv) Estimer l’impact de la performance technique aux niveaux minier et économique ;
v) Ajouter de la valeur à l’ensemble du processus minier tout en contribuant à la ré-
flexion sur la compréhension des fondements d’application et des principes sur
lesquels se basent les concepts et les méthodologies nécessaires à l’exploitation
minière.
Plus précisément, parmi ses multiples avantages de l’application, la présente méthodolo-
gie d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage permet tout
particulièrement de :
230
i) Prendre en considération les écarts, permettant ainsi d’intégrer dans l’évaluation
les estimations faites au niveau de la planification minière ;
ii) Faciliter l’obtention d’information plus précise de la réalité du chantier d’abattage
et, de par ce fait, permet d’effectuer des prédictions de performance technique
améliorées ;
iii) Introduire des paramètres et facteurs qui favorisent la compréhension du compor-
tement des chantiers d’abattage et qui le reflètent pertinemment ;
iv) Établir des liens solides entre la performance technique des chantiers d’abattage
et son impact au niveau économique, notamment sur le coût unitaire d’opération ;
v) Présenter des équations de correction permettant d’ajuster les estimations écono-
miques en fonction de la performance technique réelle des chantiers d’abattage.
Contribution
La méthodologie d’évaluation de la performance technique des chantiers d’abattage pro-
posée se veut une amélioration majeure par rapport aux méthodologies présentement en
usage dans l’industrie. En premier lieu, elle répond à deux problématiques touchant par-
ticulièrement les mines exploitant ou visant l’exploitation des gisements en profondeur par
la méthode de chambres vides au Québec, à savoir : la présence d’écarts importants entre
les études de faisabilité, la planification et la réalisation minière — ce qui rend de plus en
plus difficile l’obtention des ressources financières nécessaires à la réalisation des projets
231
miniers —, et les discordances rencontrées par les équipes d’ingénierie, de géologie et
de planification stratégique lors des processus de réconciliation et des bilans respectifs.
Une analyse poussée dans la littérature et dans la pratique minière permet de mettre en
évidence les lacunes au niveau de la terminologie, des paramètres, des facteurs et des
méthodes de calcul, pouvant découler, lorsqu’interprétés incorrectement, en une évalua-
tion erronée de la performance technique réelle des chantiers d’abattage. En résulte, suite
aux changements apportés afin de relever ces défis, une méthodologie d’évaluation ro-
buste, capable non seulement d’intégrer les différents niveaux miniers — faisabilité,
planification et opération —, ainsi que les unités distinctes impliquées — ingénierie, géo-
logie et groupes stratégiques —, mais tenant également compte de la précision fournie,
au niveau de l’information, par les avancements technologiques en matière d’arpentage
au laser et de logiciels.
En second lieu, un autre aspect qui fait de la méthodologie d’évaluation proposée une
amélioration majeure, est le lien qu’elle établit — à l’aide des facteurs de performance
technique qu’elle introduit — entre la performance technique réelle des chantiers d’abat-
tage et ses répercussions sur quelques paramètres économiques, notamment le coût
unitaire d’opération et la valeur actualisée des profits. En ce qui concerne le coût unitaire
d’opération, la méthodologie d’évaluation proposée permet, à partir de la valeur estimée
des composants du coût unitaire d’opération planifié, d’obtenir un premier aperçu de la
valeur réelle dudit coût en fonction de la performance technique des chantiers d’abattage.
232
De surcroît, sachant que le coût unitaire d’opération planifié est estimé en fonction du
minéral planifié à extraire — c’est-à-dire en intégrant les pertes opérationnelles, la dilution
opérationnelle et la minéralisation opérationnelle hors-profil —, la méthodologie proposée
permet de calculer le coût unitaire réel en différenciant son unité de référence, soit le tout-
venant ou le minéral effectivement extrait par rapport à la réserve minérale estimée, ren-
dant ainsi possible la réalisation de comparaisons adéquates et favorisant une correcte
prise de décisions. D’autre part, pour ce qui est de la valeur actualisée des profits, la
méthodologie proposée permet d’estimer l’impact, pour l’éventuelle exploitation d’une
nouvelle phase ou zone minéralisée, que des performances techniques différentes peu-
vent avoir sur la rentabilité économique dans divers scénarios.
En troisième lieu, la méthodologie proposée constitue une amélioration majeure de par le
fait qu’elle prend ce que stipule la norme NI 43-101 — à savoir, que le calcul de la réserve
minérale, lors des études de faisabilité, doit comporter des estimations pour la dilution
opérationnelle ainsi que des provisions pour les pertes opérationnelles —, et l’adapte à la
réalité du chantier d’abattage, l’unité basique de l’exploitation minière. De ce fait, la mé-
thodologie proposée contribue à uniformiser le langage utilisé pendant les différentes
étapes d’un projet minier. Non seulement il sied de penser qu’une telle uniformisation doit
tendre à diminuer les erreurs d’interprétation pouvant en résulter, mais aussi qu’en rap-
prochant le langage, les valeurs de performance technique obtenues lors de la réalisation
permettront par la suite d’effectuer des prévisions plus précises pendant l’étape de faisa-
bilité.
233
Recommandations générales
La méthodologie d’évaluation améliorée de la performance technique des chantiers
d’abattage proposée, telle que présentée dans cette thèse, constitue, incontestablement,
un outil optimisé de planification minière. Malgré que sa vision macro cherche à com-
prendre tout ce qui se passe à l’intérieur du chantier d’abattage suite au sautage, son
champ d’action ne se limite pas seulement à la planification minière — ni à un site minier
particulier. Bien au contraire, cette méthodologie devrait être utilisée par l’ensemble des
équipes participant à l’élaboration du plan minier, tout particulièrement l’ingénierie, la géo-
logie et la planification stratégique. L’emploi d’un langage commun comme celui introduit
dans la méthodologie dont il est question, depuis l’étude de faisabilité et passant par tous
les différents niveaux miniers, assurerait non seulement une compréhension majeure du
comportement de la performance technique des chantiers d’abattage dans le site minier,
mais favoriserait aussi l’identification des tendances pouvant être utilisées lors de l’exploi-
tation de nouvelles zones profondes, tout en rendant possible la comparaison adéquate
des résultats.
De surcroît, bien que la norme canadienne NI 43-101 ait apporté des précisions supplé-
mentaires au niveau de la définition des ressources et des réserves dans l’intention
d’harmoniser le standard national à celui des autres membres du comité des normes in-
ternationales de divulgation des informations sur les réserves minérales (CRIRSCO) — et
que des consultations aient été effectuées auprès de l’industrie afin de répondre aux be-
soins pratiques de cette dernière —, il semble que des améliorations pourraient encore
234
être apportées, notamment dans le but d’inclure l’enrichissement du matériel au niveau
de la réserve minérale — et, donc, établir une différence claire entre « effondrement » et
« dilution ». En plus, l’auteur de cette thèse considère que la définition actuelle de la ré-
serve minérale, non seulement ne tient pas compte du chantier d’abattage comme étant
l’unité primaire de l’exploitation minière, mais elle risque également de pousser les ingé-
nieurs à inclure une plus grande dilution estimée, qu’elle soit planifiée ou opérationnelle,
dans l’optique d’augmenter la quantité totale de minéral d’intérêt qui est présentée aux
investisseurs du projet minier lors de la réalisation de l’étude de faisabilité. Une telle pla-
nification initiale pourrait éventuellement se traduire par un design non-optimal ainsi que
par l’achat d’équipements avec des capacités surestimées.
Toujours dans le même sens, il serait souhaitable que les versions futures de la norme
canadienne NI 43-101 incluent aussi les définitions de quelques paramètres de perfor-
mance technique des chantiers d’abattage de base, particulièrement le pourcentage de
pertes opérationnelles (PPO) et le pourcentage de dilution opérationnelle (PDO), tels
qu’énoncés dans cette thèse ; qu’elles fassent mention du concept de minéralisation opé-
rationnelle hors-profil ; et qu’elles se prononcent au sujet du matériel cassé abandonné
en place. Cela permettrait d’en établir un standard au niveau de l’industrie, ce qui s’avé-
rerait tout à fait utile au moment d’effectuer des comparaisons de performance technique
des chantiers d’abattage ainsi qu’au niveau des estimations faites — toujours en gardant
à l’esprit, bien évidemment, qu’il existe une asymétrie au niveau de la quantité d’’informa-
tion disponible à chaque niveau minier. Aussi, dans les deux dernières situations
235
susmentionnées, à savoir la minéralisation opérationnelle hors-profil et le matériel cassé
abandonné en place, leur mention viendrait minimiser les possibilités de mal interpréter
les données tout en rendant les résultats plus précis et, de par ce fait, plus fiables en ce
qui concerne l’élaboration des modèles et/ou des registres statistiques de l’accomplisse-
ment de l’opération.
Perspectives et travaux futurs
Compte tenu des avantages démontrés, dans le corpus de cette thèse, de l’utilisation de
la méthodologie d’évaluation proposée — tant au niveau théorique qu’au niveau pratique
lors de l’étude de cas des chantiers d’abattage du site minier d’Éléonore —, il semble
logique que la voie à suivre soit, dans un premier temps, d’implémenter cette méthodolo-
gie dans une zone ou dans l’ensemble d’une opération minière en cours. En ce sens, la
validation effectuée lors du travail en terrain avec l’équipe de la mine Éléonore — planifi-
cation stratégique, géologie et ingénierie — met en évidence que la méthodologie en
question s’avère un outil de planification intéressant pour l’industrie dans le but d’optimiser
l’opération. Il serait de ce fait intéressant, dans un second temps, de faire le suivi statis-
tique, au fur et à mesure que la réalisation minière avance, dans le but de confirmer que,
lorsque les valeurs de performance technique réelle des chantiers d’abattage, telles que
proposées dans cette méthodologie améliorée, sont utilisées, il y a un meilleur suivi des
écarts opérationnels.
236
Par ailleurs, le suivi de son application industrielle mentionné ci-dessus permettrait de
répertorier toutes les difficultés qui pourraient éventuellement survenir lors de la mise en
application de la méthodologie d’évaluation proposée. Une telle rétro-analyse rendrait
plus facile l’identification des points à préciser davantage, à améliorer ou à adapter en
fonction des besoins spécifiques pouvant se présenter. Il est dans cette même optique
que, lorsqu’un plus grand nombre de paramètres et/ou variables sera défini et associé
aux chantiers d’abattage — par exemple, des mesures de contraintes in-situ, des condi-
tions d’irrégularité, des conditions hydrogéologiques, incidence de la déviation des trous
de forage, etc. —, la méthodologie d’évaluation proposée sera en mesure de mieux re-
présenter la réalité du chantier d’abattage. Par la suite, des analyses statistiques
multifactorielles — ayant comme variable de réponse le paramètre ou facteur définissant
l’écart rencontré —, aideront à trouver les variables qui ont une importance significative
sur le comportement des chantiers en question.
Finalement, il est à noter que, quoique la présente méthodologie d’évaluation ait été éta-
blie en fonction du tonnage, elle peut intégrer très facilement la teneur lorsque de
nouvelles améliorations technologiques — par exemple, des outils avec de l’intelligence
artificielle, des analyseurs portatifs de la teneur, des logiciels de traitement de nouvelle
génération, etc. — permettront d’obtenir cette information de manière opportune et ce,
pour chacun des éléments faisant partie de la méthodologie. Une telle étude s’avère une
perspective intéressante dans le but de rendre la méthodologie proposée encore plus
237
complète et multifonctionnelle. D’autres avenues de la méthodologie d’évaluation de per-
formance technique proposée, afin qu’elle vienne couvrir un aspect particulier intéressant
d’une mine en opération, se trouvent d’ailleurs dans les expectatives de recherche du
présent ouvrage.
238
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244
Annexe A
Classifications géomécaniques du massif rocheux
A1.1 Rock Mass Rating (RMR)
En 1976, Bieniawski a publié les détails d’une classification pour le massif rocheux sous
le nom de « Geomechanics Classification or the Rock Mass Rating (RMR) system »
(Hoek, 2007). Le même auteur cité précédemment indique que le système a été succes-
sivement raffiné depuis lorsque plus de cas ont été examinés et que même Bieniawski y
a introduit des changements majeurs concernant les valeurs assignées aux différents pa-
ramètres (Hoek, 2007). La version qui s’ensuit correspond à celle de la classification de
1989, qui emploie les six paramètres suivants pour classifier le roc selon le système RMR :
1. Résistance en compression uniaxiale du roc ;
2. Rock Quality Designation (RQD) ;
3. Espacement des discontinuités ;
4. Condition des discontinuités ;
5. Conditions d’eau;
6. Orientation des discontinuités.
245
L’application du système de classification RMR exige que le massif soit divisé en un cer-
tain nombre de régions structurales où chacune d’entre-elles est classifiée séparément
(Hoek, 2007). Les deux systèmes de classification RMR — 1976 et 1989 —, avec les
valeurs pour chaque catégorie, sont présentés ci-après (d’après Hume, 2011) :
Section A : Paramètres de classification et leurs valeurs
246
Section B : Guide pour la classification selon les conditions des discontinuités — pour
RMR89 seulement
Section C : Guide pour les ajustements selon l’orientation des discontinuités et leurs ef-
fets sur les tunnels — pour RMR76 et RMR89
Section D : Qualité du massif rocheux et leur interprétation
247
A1.2 Rock Quality Designation (RQD)
Le Rock Quality Designation (RQD), fut défini par Deere en 1974 (Hoek, 2007) dans le
but de proportionner une estimation quantitative de la qualité du massif rocheux à partir
des carottes de sondage. Il est calculé comme le pourcentage des morceaux intacts de
plus de 100 mm sur la longueur totale de la carotte. Le sondage, lui, doit être d’au moins
54,7 mm de diamètre et doit avoir été foré avec un tube de forage double (double-tube
core barrel).
Ci-après, Hoek (2007) illustre la façon correcte de mesurer la longueur des morceaux et,
ainsi, de calculer le RQD.
248
A1.3 Rock Tunneling Quality Index (Q)
D’après Hoek (2007), en 1974, suite à l’évaluation de nombreuses études de cas d’exca-
vations souterraines, Barton , Lien et Lunde, de l’Institut norvégien de géotechnique, ont
proposé le Tunneling Quality Index (Q) afin de déterminer les caractéristiques du massif
rocheux et les besoins en soutènement des tunnels. La valeur numérique de l’indice Q
varie dans une échelle logarithmique, entre 0,001 et 1.000 et est défini comme suit :
Q =RQD
Jn
∗Jr
Ja
∗Jw
SRF
Où :
RQD : Indice de la qualité du roc (Rock Quality Designation).
Jn : Nombre de familles de joints (joint set number)
Jr : Indice de rugosité des joints (joint roughness number)
Ja : Indice de l’altération des joints (joint alteration number)
Jw : Facteur de réduction pour la présence d’eau (joint water reduction factor)
SRF : Facteur de réduction pour les contraintes in-situ (Stress reduction factor)
Selon Hoek (2007), Barton et ses collègues expliquaient la signification des paramètres
utilisés pour la détermination de Q de la façon suivante : le premier quotient (RQD/Jn),
représente la structure du massif rocheux, c’est-à-dire la mesure de la taille de ses parti-
cules. Le deuxième quotient, (Jr/Ja), représente les conditions de rugosité et de friction au
249
niveau des joints du massif rocheux. Enfin le troisième quotient (SRF/Jw), comporte deux
paramètres de correction ou d’ajustement par rapport aux conditions de contraintes, de la
résistance du massif rocheux et de la présence d’eau qui pourrait affecter la stabilité de
l’excavation.
Le système de classification Q, avec les valeurs pour chaque catégorie, est présenté ci-
après (Hoek, 2007).
250
251
252
253
A1.4 Stability number (N’) (Indice de stabilité)
Selon Hoek et al., (2000), l’indice de stabilité (N’) provient de la méthode développée par
Mathews pendant les années 1980, laquelle, à travers un graphique de stabilité, sert à
orienter le design des chantiers en déterminant où il sera stable sans support, stable avec
support ou instable même avec support. Le processus du design est basé sur deux para-
mètres, le rayon hydraulique (le quotient entre la superficie et le périmètre de la paroi à
l’étude) et l’indice de stabilité. Ce dernier est défini comme suit :
N' = Q'× A × B × C
Où :
Q' : Tunneling Quality Index (Q) modifié (SRF/Jw = 1 dans le calcul de Q)
A : Facteur de contrainte (rock stress factor)
B : Facteur d’orientation des joints (joint orientation adjustment factor)
C : Facteur de gravité (gravity adjustment factor)
Enfin, les facteurs A, B et C sont obtenus à l’aide des graphiques présentés ci-après,
selon Hutchinson et Diederichs (1996).
254
255
Annexe B
Base de données d’application de la méthodologie
d’évaluation de la performance technique aux chantiers
d’abattage de la mine Éléonore (Goldcorp)
256
ChantierProfondeur
(m)
Pendage
moyen (°)
Puissance
moyenne (m)
Rayon
hydraulique des
épontes (m)
RMR
éponte
supérieure
RMR
éponte
inférieure
200-5010-355 200 85.00 4.88 6.96 44.5 47.5
200-5010-356 200 85.00 5.26 8.52 44.5 47.5
200-5050-350 200 78.00 6.38 7.82 44.5 47.5
200-5050-501 200 79.00 4.21 7.86 44.5 47.5
230-5050-350 230 76.00 5.48 5.39 54.5 72.5
230-5050-353 230 78.00 4.67 7.47 54.5 72.5
230-5010-355 230 75.00 6.65 6.13 54.5 72.5
230-5010-356 230 65.00 6.89 6.44 54.5 72.5
230-6000-358 230 77.00 4.60 7.07 54.5 72.5
230-5050-256 230 74.67 4.31 8.17 54.5 72.5
230-5050-354 230 84.00 10.84 7.16 54.5 72.5
380-5010-504 380 73.00 4.09 6.31 54.5 72.5
380-5010-506 380 83.00 3.60 8.97 54.5 72.5
380-5050-357 380 72.00 20.62 6.44 54.5 72.5
380-6000-507 380 80.00 17.82 6.52 54.5 72.5
380-5050-506A 380 90.00 4.54 7.68 54.5 72.5
380-5010-500 380 73.00 4.52 7.11 54.5 72.5
410-5050-352 410 67.50 6.91 6.81 54.5 72.5
410-5010-358 410 83.00 5.90 7.77 54.5 72.5
410-5010-504 410 79.00 3.86 6.28 54.5 72.5
410-5050-351 410 80.50 6.98 6.50 54.5 72.5
410-5050-358A 410 69.60 7.59 5.71 54.5 72.5
410-5050-502B1 410 71.00 5.28 5.12 54.5 72.5
410-5050-502B2 410 90.00 8.82 4.68 54.5 72.5
410-6000-505 410 70.18 5.24 6.98 54.5 72.5
410-6000-511 410 86.00 3.92 6.24 54.5 72.5
440-5010-358 440 76.00 5.28 7.93 54.5 72.5
440-5010-503 440 85.00 4.62 8.78 54.5 72.5
440-5010-504 440 85.00 3.96 5.95 54.5 72.5
440-5050-352 440 80.00 10.39 8.59 54.5 72.5
440-5050-354 440 70.00 9.70 8.01 54.5 72.5
440-5050-356 440 67.00 8.49 6.84 54.5 72.5
440-5050-358A 440 74.00 8.06 6.51 54.5 72.5
440-5050-503 440 72.00 5.49 8.19 54.5 72.5
440-5050-506A 440 89.00 3.83 8.93 54.5 72.5
440-6000-502 440 78.00 3.67 8.43 54.5 72.5
440-7000-351 440 82.00 3.20 5.69 54.5 72.5
440-6000-505 440 85.00 5.91 6.98 54.5 72.5
440-6000-511 440 87.00 3.99 6.68 54.5 72.5
257
ChantierProfondeur
(m)
Pendage
moyen (°)
Puissance
moyenne (m)
Rayon
hydraulique des
épontes (m)
RMR
éponte
supérieure
RMR
éponte
inférieure
590-5050-357 590 90.00 5.87 6.24 54.5 72.5
590-5050-502 590 90.00 7.20 6.19 54.5 72.5
620-5010-506 620 90.00 3.87 6.42 54.5 72.5
620-5010-507 620 90.00 3.86 6.62 54.5 72.5
620-5050-357 620 90.00 5.30 7.17 54.5 72.5
620-5050-502 620 90.00 9.21 6.86 54.5 72.5
620-5050-356 620 81.00 5.18 7.61 54.5 72.5
620-5050-501 620 86.00 6.24 6.40 54.5 72.5
620-5010-508 620 90.00 3.94 6.94 54.5 72.5
650-5010-507 650 89.00 2.70 6.38 54.5 72.5
650-5050-356 650 90.00 5.63 7.44 54.5 72.5
650-5050-359 650 90.00 6.04 7.09 54.5 72.5
650-5050-500 650 87.00 9.15 7.31 54.5 72.5
650-5050-502B 650 90.00 5.53 7.36 54.5 72.5
650-5050-504 650 82.00 3.80 6.34 54.5 72.5
650-6000-507 650 85.00 9.35 8.99 54.5 72.5
650-6000-351 650 79.00 4.23 7.28 54.5 72.5
650-6000-355 650 80.00 4.02 7.45 54.5 72.5
650-6000-357 650 83.00 4.23 6.28 54.5 72.5
650-6000-353 650 76.00 4.84 8.09 54.5 72.5
770-5050-355 770 80.00 5.87 7.67 44.5 47.5
770-5050-358 770 90.00 8.21 7.35 44.5 47.5
770-5050-500 770 90.00 4.98 7.22 44.5 47.5
800-5050-355 800 83.00 6.47 7.97 47.0 60.0
800-5050-358 800 80.00 10.37 7.23 47.0 60.0
800-5050-500 800 83.70 4.73 6.12 47.0 60.0
800-6000-351 800 62.00 6.35 6.73 47.0 60.0
800-6000-359 800 87.00 10.78 5.19 47.0 60.0
258
Chantier Ri De Dr Ed Pe Pr Ep Moe Mor Em
200-5010-355 10989 1099 896 -203 0 2649 2649 0 59 59
200-5010-356 16284 1628 891 -737 0 1977 1977 0 448 448
200-5050-350 17070 1707 684 -1023 0 4851 4851 0 203 203
200-5050-501 11024 1102 2087 985 0 1506 1506 0 216 216
230-5050-350 8208 821 422 -399 0 1573 1573 0 76 76
230-5050-353 12819 1282 346 -936 0 2624 2624 0 165 165
230-5010-355 11299 1130 208 -922 0 3819 3819 0 462 462
230-5010-356 14583 1458 1346 -113 0 927 927 0 0 0
230-6000-358 12789 1279 2755 1476 0 3874 3874 0 281 281
230-5050-256 12669 1267 1068 -199 0 2363 2363 0 250 250
230-5050-354 24547 2455 1571 -883 0 4355 4355 0 343 343
380-5010-504 7386.6 739 349 -390 0 1588 1588 0 37 37
380-5010-506 14885 1489 4572 3083 0 1579 1579 0 93 93
380-5050-357 40611 4061 8405 4344 0 1000 1000 0 2268 2268
380-6000-507 34399 3440 3339 -101 0 2212 2212 0 3313 3313
380-5050-506A 12159 1216 4118 2902 0 1215 1215 0 192 192
380-5010-500 10553 1055 2804 1749 0 273 273 0 178 178
410-5050-352 14973 1497 831 -667 0 1717 1717 0 401 401
410-5010-358 23400 2340 5402 3062 0 0 0 0 336 336
410-5010-504 6806.3 681 1176 496 0 1000 1000 0 58 58
410-5050-351 12730 1273 455 -818 0 1801 1801 0 110 110
410-5050-358A 11271 1127 2409 1282 0 1948 1948 0 681 681
410-5050-502B1 6201.2 620 1193 573 0 577 577 0 532 532
410-5050-502B2 10380 1038 1997 959 0 966 966 0 890 890
410-6000-505 13239 1324 2073 749 0 1348 1348 0 376 376
410-6000-511 7800 780 1338 558 0 601 601 0 112 112
440-5010-358 18520 1852 1798 -54 0 1851 1851 0 894 894
440-5010-503 16917 1692 1592 -100 0 1673 1673 0 2024 2024
440-5010-504 6579 658 902 244 0 980 980 0 111 111
440-5050-352 35723 3572 1142 -2430 0 2633 2633 0 5418 5418
440-5050-354 29033 2903 7523 4620 0 5619 5619 0 2796 2796
440-5050-356 17515 1752 1393 -358 0 2532 2532 0 1561 1561
440-5050-358A 14310 1431 143 -1288 0 2791 2791 0 437 437
440-5050-503 19863 1986 939 -1047 0 1658 1658 0 3452 3452
440-5050-506A 15526 1553 2643 1090 0 4108 4108 0 938 938
440-6000-502 12771 1277 1334 56 0 6731 6731 0 431 431
440-7000-351 4844 484 284 -200 0 1016 1016 0 33 33
440-6000-505 13239 1324 1927 603 0 495 495 0 247 247
440-6000-511 7800 780 914 134 0 1151 1151 0 730 730
259
Chantier Ri De Dr Ed Pe Pr Ep Moe Mor Em
590-5050-357 11352 1135 1434 299 0 0 0 0 204 204
590-5050-502 13534 1353 939 -414 0 455 455 0 281 281
620-5010-506 7400 740 767 27 0 1864 1864 0 24 24
620-5010-507 7818 782 3232 2450 0 1698 1698 0 157 157
620-5050-357 12354 1235 521 -714 0 3315 3315 0 156 156
620-5050-502 19277 1928 3055 1127 0 961 961 0 446 446
620-5050-356 13621 1362 874 -488 0 5414 5414 0 270 270
620-5050-501 12900 1290 1539 249 0 2738 2738 0 338 338
620-5010-508 8733 873 2686 1813 0 3595 3595 0 150 150
650-5010-507 4879 488 1296 808 0 242 242 0 63 63
650-5050-356 16453 1645 869 -777 0 3057 3057 0 0 0
650-5050-359 14997 1500 1759 260 0 1858 1858 0 546 546
650-5050-500 25825 2583 2261 -321 0 7863 7863 0 1096 1096
650-5050-502B 17845 1785 2256 472 0 1544 1544 0 514 514
650-5050-504 6993 699 667 -33 0 1045 1045 0 24 24
650-6000-507 40147 4015 10364 6350 0 5301 5301 0 3835 3835
650-6000-351 10164 1016 868 -149 0 2379 2379 0 682 682
650-6000-355 10359 1036 257 -779 0 2896 2896 0 38 38
650-6000-357 7484 748 507 -241 0 4546 4546 0 113 113
650-6000-353 14918 1492 2808 1316 0 2437 2437 0 329 329
770-5050-355 16146 1615 1083 -531 0 2103 2103 0 660 660
770-5050-358 22935 2294 3933 1639 0 726 726 0 627 627
770-5050-500 11595 1160 3710 2551 0 479 479 0 299 299
800-5050-355 19410 1941 688 -1253 0 1393 1393 0 545 545
800-5050-358 32334 3233 6087 2854 0 1747 1747 0 5518 5518
800-5050-500 9021 902 1436 534 0 632 632 0 210 210
800-6000-351 13647 1365 1346 -19 0 784 784 0 448 448
800-6000-359 22825 2283 676 -1607 0 3723 3723 0 502 502
260
261
