Historiques et travaux d’exploitation de la mine de Bemanevika

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Analyse des prix de la Chromite

Mécanisme de fixation des prix

Le prix de vente de la chromite est étroitement lié à celui du ferrochrome (le coût du minerai représente à peu près 30 à 40% du prix du ferrochrome). Les deux prix sont déterminés par négociation entre les principaux producteurs de chromite et de ferrochrome et les principaux consommateurs. Les prix dépendent de la teneur en chrome, du rapport chrome/fer, des éléments de gangue, de la teneur en phosphore et de la granulométrie. Tous ces paramètres affectent l’économie des procédés et des produits finaux tant pour le producteur de ferrochrome que pour le producteur d’aciers au chrome. A une qualité donnée correspond donc un prix de vente, mais ce prix subit des fluctuations à court et moyen terme en fonction de l’offre et de la demande ainsi que de la situation économique nationale et mondiale. Comme l’offre et la demande sont rarement concordantes sur une courte période, il en résulte des tensions et des fluctuations de prix en hausse ou en baisse.

Fluctuation des prix

Les fluctuations de prix du chrome, comme celles plus grandes encore du nickel, sont d’ailleurs prises en compte dans les prix de vente des aciers inoxydables, au moyen de formule de correction d’alliage. Il faut donc être prudent dans les prix considérés. Le mieux est d’établir un prix moyen sur une longue période en monnaie constante de la fin de la période

Evolution technologique

Le développement rapide des procédés de réduction dans la sidérurgie (AOD- Argon Oxygen Degassing-VOD Vacuum Oxygen Degassing et CLU-Creusot Loir Uddeholm) a entrainé une évolution parallèle dans la métallurgie des aciers spéciaux, inoxydables et réfractaires, gros consommateurs de chrome sous formes de haute qualité (LC- haute teneur en chrome, basse teneur en carbone). L’introduction de ces technologies nouvelles a fait que cette obligation a disparu. On a pu accepter des qualités de ferrochromes (HC et charge chrome) beaucoup plus riches en carbone, plus faciles à fabriquer. Aujourd’hui ces qualités de ferrochrome représentent 90% du marché
Pour fabriquer cette charge chrome on utilise des minerais à teneur moyenne en Cr203, à ratio Cr/Fe et à fusibilité indifférente, soit en roches, soit en fines naturelles ou concentrés de laverie agglomérés en pellets ou en briquettes. De tels minerais de moindre qualité sont plus abondants donc moins chers.
Depuis plusieurs années, grâce au développement de la technologie, on a tendance à utiliser des concentrés fines dans la fabrication de ferrochrome :
• L’ouverture des usines d’agglomération (pelletisation, briquetting) en Europe, au Japon, aux Etats Unis et en Afrique du Sud. L’agglomération a l’avantage d’être plus
économique (coût de minerai moins élevé, baisse de consommation d’énergie et amélioration du volume de chrome récupéré dans la fabrication de ferrochrome à haute teneur en carbone)
• L’alimentation directe des fours électriques, avec des fines, en utilisant des électrodes creuses (10 0 30% de la charge en fines de 0’’-1/4’’)
• Le procédé Krupp permettant l’utilisation de fines sans agglomération préalable,
• NKK (Nippon Kokan KK) prévoit d’utiliser un processus de réduction directe pour la fabrication de l’acier inoxydable utilisant les minerais de nickel et de chromite comme alimentation des fours
Une meilleure compréhension de la technologie des aciers inoxydables permet, à l’heure actuelle, de fabriquer des produits ayant une plus faible teneur en chrome (10 à 12% Cr). Cette technologie favorise le développement du marché de l’acier inoxydable dans les secteurs du transport, mine, construction, agroalimentaire, etc…
En revanche, on obtient de plus d’unités de chrome par recyclage (raffinage de ferrochrome slag, recyclage des poussières d’acier inoxydable, utilisation des déchets industriels).

Autres producteurs de chromite

On a ici les pays producteurs de chromite :
• Finlande
Depuis 1995, Finlande consomme la plus grande partie de sa production de chromite
• Albanie
En raison des problèmes internes (politiques, manque d’investissement et d’entretien), la production du pays en terme de part de marché est en chute depuis 1991
• Inde
L’Inde augmente sa production de manière continue. Elle est très présente sur les marchés japonais et chinois et a déjà vendu de la chromite en Suède
• Turquie
La Turquie fourni depuis plus d’un siècle les marchés de l’Europe de l’Ouest, de l’Est, des Etats Unis et d’Asie. Depuis 1992, sa production en termes de parts de marché est en baisse, celle-ci est liée à la structure de sa production qui compte un certain nombre de petites entités, que l’on ouvre ou ferme facilement, suivant la tendance du marché
• Philippines
Les Philippines sont présentes sur tous les marchés, mais leur niveau de production est relativement faible
• Afrique du Sud
L’Afrique du Sud est un producteur de chromite, présent sur tous les marchés européens, asiatiques et américains, et même si le pays a une consommation interne importante, elle a aussi un fort potentiel à l’exportation. De 1988 à 19991, l’Afrique du Sud a augmenté sa part de production mondiale de 31% à 38%. A cause des bas prix de vente, sa part de marché est actuellement retombée à 30%
• Kazakhstan
En 1993, Kazakhstan a exporté hors CEI, 357 000 tonnes de chromite soit 17% de sa production. En mai 1993, la chromite de Donskoy était vendue au Kazakhstan et dans les pays de la CEI 26 USD/tonne Cr2O3. En juin, le prix de vente était respectivement de 9 USD et 22 USD. Ceci contre un prix mondial de 62 USD.

Analyse de compétitivité de Madagascar

On assiste depuis une dizaine d’années à une modification de la localisation des centres de production du ferrochrome ; ceux-ci se déplacent de plus en plus dans les pays producteurs de chromite. Les pays industrialisées consommateurs de chromite réduisent peu à peu leur production de ferrochrome car ils ne peuvent plus fabriquer à des coûts compétitifs, ne disposant pas de chromites bon marché et devant supporter des coûts d’énergie et de fret maritime élevés.
Le coût du transport terrestre et du fret de Tamatave aux ports japonais ou chinois est à déduire du prix de vente CIF de ses concurrents mieux placés. En ce qui concerne les prix du fret, les chargements sont limités à 15000-20000t, ce qui est aussi un facteur pénalisant, dans la mesure où les ports destinataires pourraient recevoir des navires de plus forte capacité.
En raison de la demande croissante d’acier inoxydable, du marché de produits rocheux de plus en plus serré, de la technologie de fabrication utilisant des produits fins, et la relativement faible production de Kraoma, par rapport au marché mondiale, la compagnie devrait pouvoir continuer à vendre ses produits à ses clients traditionnels. Mais pour ce faire, Kraoma devra s’aligner sur le prix du marché international en tenant compte de sa position géographique.

Historique des travaux d’exploitation de la mine de Bemanevika

Ce chapitre parle essentiellement de l’historique des travaux effectués dans la mine de Bemanevika et de quelques généralités et notions concernant l’exploitation à ciel ouvert.

Présentation de la société KRAOMA

La KRAOMITA MALAGASY (KRAOMA) est une Société Anonyme Malagasy, au capital de 3.231.560.000 Ar, appartenant en totalité à l’Etat Malagasy. Le siège de la Société se trouve dans la capitale Antananarivo.
La KRAOMA opère dans le secteur minier de la chromite dans la région d’Andriamena (Région de Betsiboka, District de Tsaratanana, Commune de Brieville). Le site minier ainsi que l’usine et la cité ouvrière sont localisés à Brieville du nom du premier président de la société Monsieur De Brie.
La KRAOMA est rattachée administrativement à la Province de Mahajanga, mais les exportations s’effectuent au Port de Toamasina.
La société produit deux sortes de minerai de chromite :
• Le Concentré, sous forme de poudre que l’on classe « High Grade »
• Le Rocheux, qu’on classe « Medium Grade »
La société produit en moyenne 120 000 à 130 000 tonne par an correspondant à 200 000 à 220 000 tonnes de minerai brut, tout venant traité à l’usine.
Le chiffre d’affaires moyen annuel est de 12.000.000 USD. L’effectif permanent de l’entreprise est de 305 personnes dont 255 à la mine et 50 au siège. Mais la société fait appel régulièrement aux services de 83 saisonniers pendant la campagne, ce qui fait un effectif total de 388 travailleurs.
La campagne de production s’étale du mois de mars à fin novembre de chaque année, mais modifiée selon la durée de la saison des pluies.

Les travaux de reconnaissances

Les tranchées

De l’année 1962 à 1964, 34 tranchées de longueur totale égale à 852 m ont été creusées et environ 3 400 m3 de terres, de roches et de minerais remis à la pelle et à la pioche. Ces tranchées ont été placées perpendiculairement à l’allongement en direction de la minéralisation. Assez régulièrement espacées de façon à reconnaitre l’allure du minerai et pouvoir implanter les sondages, toutes les tranchées ont fait l’objet d’un échantillonnage systématique.

Les sondages

Deux type de sondages ont été effectués à savoir les sondages Packsack et les sondages Craelius
• Sondage Packsack :
Les Sondages Packsack sont des sondages à faible profondeur de 25m en moyenne, 103 sondages ont été forées et présentent 2 570 m de forage. Ces sondages étaient réalisés à l’implantation des sondages moyens pour la reconnaissance de pendage de la minéralisation en sub-surface.
• Sondage Craelius :
Concernant les sondages Craelius, 71 sondages profonds ont été effectués, de profondeur totale de 6 109,4m de 1962 à 1964, et dont la profondeur moyenne est de 86m avec des extrêmes de 50 et 130m. Ces forages ont traversé 1144,5m de chromite ayant fait l’objet d’échantillonnage. Une remarque que 19% de l’ensemble de métrage foré était des minéralisations de surface. A partir de 1997 les recherches ont été continuées en forant plus de 41 sondages présentant 6 450m de forage. Au total, au moins 14 129m de forage sur la seule lentille de Bemanevika a été effectué.

Caractéristiques de la lentille de Bemanevika

Les travaux de recherches ont démontré que la minéralisation était continue sur 600m de long, du SSE au NNO. Il est intéressant de noter à ce sujet qu’il n’existait au départ qu’un petit affleurement peu de 40m, dans les lavaka, à l’extrémité SSE du gisement. Ceci démontre bien combien il est difficile d’avoir une idée précise d’une lentille avant travaux, à partir du seul affleurement. L’observation du plan montre que l’on peut diviser la lentille de Bemanevika en 3 zones d’inégale importance.
• La partie SE (Bemanevika I)
C’est la zone située dans la partie Sud Est de la lentille. Elle mesure 250 m de long. C’est la zone la plus importante où la minéralisation est la plus puissante. La puissance de la minéralisation y est variable mais toujours importante, pouvant passer de 10 à 35m, et l’allongement en profondeur reconnu est de l’ordre de 130 m. Le pendage est voisin de 65° vers le NNE.
• La partie centrale (Bemanevika III)
C’est la zone située au centre de la lentille. Elle mesure 190 m de longueur, la minéralisation y est plus rétrécie et constituée uniquement par le banc du mur de la zone SE. Comme pour la partie SE, la puissance de la minéralisation est variable et évolue entre 2 et 15m environ. L’allongement en profondeur reconnu est de l’ordre de 100 à 120 m avec un pendage de l’ordre de 70° vers le NNE. C’est la zone de transition ou de liaison entre la zone SE et la zone NO
• La partie NO (Bemanevika III bis)
C’est la zone située au Nord-Ouest de la lentille. Elle mesure 160m de long. On constate dans cette zone un épaississement important de la minéralisation. La puissance pouvant aller jusqu’à 50 m. L’allongement en profondeur, toujours du même ordre, est d’environ 100 à 120m mais le pendage est souvent plus accentué que dans les deux zones précédentes et peut atteindre 80° toujours vers le NNE
Comme il vient d’être indiqué précédemment, la minéralisation de Bemanevika est inégalement répartie sur la longueur de la lentille. Il n’en demeure pas moins que cette minéralisation est continue.
Les différences des puissances constatés sont dues au fait que la lentille a été très tectonisée par suite de granitisation régionale et que des laminages importants ont pu se produire en réduisant, décalant ou redressant la minéralisation en certains endroits.
En raison de la complexité de la tectonique de détail, il n’est impensable, bien que la maille des sondages ait été assez serrée que des bancs plus ou moins sub-verticaux existent en particulier dans la partie centrale et n’ont pas été mis à jour par les sondages effectués.
Les parties SE et centrale du gisement ont été reconnues par des sondages carottés implantés sur des coupes distantes de 40 m, la partie NO a été sondée suivant des coupes espacées de 20 à 25 m. L’expérience a montré qu’un espacement de 40 m entre les coupes était suffisant pour délimiter le gisement et en estimer les réserves.

L’exploitation à ciel ouvert

Les mines à ciel ouvert (ou carrières) sont celles dont le minerai est extrait à partir de la surface après avoir dégagé le stérile.
Les mines à ciel ouvert présentent plusieurs avantages, les plus importants sont :
• Le faible coût d’exploitation.
• La possibilité de choisir le minerai de teneurs conformes aux besoins.
• La flexibilité de la production.
• La sécurité : meilleure visibilité, surveillance facile, personnel limité.

Les méthodes d’exploitation à ciel ouvert

Méthode par tranchée successive

Dans le cas des gisements subhorizontaux ou en plateures, l’exploitation se développe horizontalement et on s’efforce pour diminuer la distance de transport du stérile, de le déposer dans la fosse aussitôt après avoir exploite le minerai. Ce remblayage peut être fait soit par un seul engin (pelle ou dragline de découverture), soit au moyen de pont de transfert ou des sauterelles, soit par des camions bennes associés aux bulldozers. Cette méthode est appelée méthode par tranchées successives, c’est-à-dire des terrains en place qui recouvrent la couche minéralisée sont déplacés et remis en arrière là où on a déjà enlevé du minerai.

Méthode d’exploitation par fosse emboitée

Dans le cas des gisements en amas ou filons, l’exploitation se développe verticalement en contre bas par fosse successives comportant du minerai et du stérile que l’on est obligé d’excaver, et de déplacer au fur et à mesure de l’approfondissement des travaux d’exploitation. C’est une méthode générale appelée excavation globale, il s’agit d’un grand cratère dont le profil est constitué de gradins. La crête de chaque gradin est représentée en plan par une courbe fermée. Si la région est montagneuse, certains gradins peuvent être incomplets, ce qui permet périodiquement de créer des nouveaux gradins plus profonds en faisant progresser le front des travaux en profondeur.
Ce type d’exploitation possède deux particularités :
• la conduite des travaux d’exploitation présente un caractère irréversible, leur évolution étant fixée par une étude préalable de la forme ultime (finale). Il est pratiquement impossible de s’en écarter par la suite, à cause du rapport de découverture important qui peut survenir en voulant extraire une partie de minéralisation non incluse dans le projet de la fosse finale.
• Le rapport de découverture étant fonction de la profondeur d’exploitation et de la morphologie du gisement, ces variations peuvent dans certaines conditions être importantes entre deux phases d’exploitation successives.
Par conséquent, la planification de la production minière est l’un des problèmes délicats de ces types d’exploitation. Cette méthode exige la constitution des terrils extérieurs non loin du champ minier, à des endroits spécialement prévus à cet effet.

Méthodes d’exploitations par enlevure successive

Les moyens mis en œuvre pour déplacer les stériles déterminent les principaux paramètres de la méthode d’exploitation à ciel ouvert :
– La hauteur et le nombre de gradins des stériles et du minerai
– La largeur des plates-formes de travail
– Le nombre d’inclines pour le transport
– Le nombre de fronts d’abattage, l’ordre et le système de déplacement des fronts des travaux
– La quantité des réserves découvertes et préparées
Ainsi, on distingue cinq méthodes d’exploitation en se basant sur le mode de transport des déblais au sein de la carrière avec formation des terrils intérieurs ou extérieurs.
• Méthodes sans transport : cette méthode peut être soit simple, soit avec remaniement des déblais ou terrils. Dans le premier cas, il s’agit de la mise en terril des déblais directement par l’excavateur employé pour l’enlèvement des morts terrains. Tandis que dans le second cas, il s’agit de la formation puissante de stérile. On est amené à employer un excavateur supplémentaire sur les terrils pour repartir la roche déversée par un excavateur de déblaiement. Comme excavateur, on utilise les pelles mécaniques et les draglines.
Les champs d’application de la méthode sont :
 Les couches horizontales de puissance limitée avec le recouvrement de dureté moyenne et d’épaisseur limitée
 Les couches à moyen pendage incluses dans les terrains tendres et situées à faibles profondeurs. Ce qui permet de remanier deux ou plusieurs fois les déblais au moyen d’excavateur.
• Méthode avec emploi d’engins de transfert : la méthode est employée lorsque les déblais sont rejetés dans le terril intérieur au moyen d’engins de transport mobiles (sauterelles et pont de transfert) et les matériels d’exploitation étant des excavateurs à godets multiples. La méthode est utilisée lors de l’exploitation des couches horizontales ou subhorizontales de recouvrement meuble et d’une grande épaisseur.
 Méthode spéciale : c’est une méthode ou les déblais sont évacués au moyen des engins (exemple : Scrapers, Monitors et pompes, Grues, Convoyeurs avec stackers appelé aussi remblayeurs).
 Méthode avec transport des déblais : c’est une méthode utilisée dans toutes formes de gisements (horizontal, semi dressant et dressant) et de toute dureté de recouvrement en employant les excavateurs de tout type. Le transport des déblais se fait par divers engins de transport (camion, locomotives et wagons, convoyeur a bandes) vers le terril extérieur ou intérieur.
 Méthode mixte : elle est employée lors de l’exploitation des couches horizontales ou peu inclinées, de puissance limitée et de recouvrement tendre, meubles ou de dureté moyenne. Les déblais provenant des gradins supérieurs ou l’on emploie les excavateurs de tout type sont transportés dans les différentes unités de transport (camions, locomotives et wagons, convoyeurs a bande) jusqu’au terril intérieur ou extérieur, tandis que les déblais provenant des gradins inferieurs ou l’on utilise les excavateurs a organe de travail de grandes dimensions sont rejetés dans le terril intérieur au moyen des excavateurs et dans le terril extérieur au moyen des engins de transport.

Méthode d’exploitation mixte

La méthode d’exploitation mixte est une méthode combinant au moins deux types d’exploitation, dans les exploitations de grande dimension. Il est courant de démarrer par la méthode de fosse emboitée qui permet l’accès le plus rapide aux minerais et de continuer par d’autres méthodes comme la méthode par enlevure successive ou cyclique selon la forme de minéralisation et les besoins d’avance à la découverture. De même dans les exploitations des roches massives, après un démarrage par tranchée horizontale, il est possible de continuer avec les méthodes par fosse emboités ou par enlevure successive. De même encore, l’exploitation par tranchée horizontale d’un gisement relativement profond peut commencer par des tranches en plein largeur ou par des fosses emboitées.

Les opérations technologiques

Dans l’ensemble des travaux miniers d’une carrière, on distingue les opérations technologiques principales :
• L’opération d’abattage
• La manutention des solides abattus
• Le terrassement et mise en terril
• L’exhaure

L’opération d’abattage

L’opération d’abattage consiste à détacher la roche du massif et à la rendre élastique pouvant être manipulé et transportés. On abat d’une part les minerais utiles mais aussi les minerais inutiles appelés terrils. La proportion entre les minerais et les stériles sont extrêmement variables et durant l’exploitation cette proportion peut atteindre 10 à 15%. L’abattage du massif peut se faire avec ou sans explosif.

Abattage sans explosif

L’abattage sans explosif se fait par des engins comme la pelle pour les matières friables et de dureté faible ou moyenne.

Abattage avec explosif

Pour l’abattage à l’explosif, il existe deux procédures à savoir le forage en rocher et le minage.
• Le forage ou foration en rocher
Le mot foration vient du mot perforation. La foration est l’action de forer, c’est-à-dire l’action de faire un trou. Le résultat obtenu après cette opération est le trou de mine. Notons que la foration est différent des sondages et forages. La notion de foration est fait dans un but d’outil à l’explosif, mais aussi pour des raisons diverses comme la mise en place des soutènements en bois,… La foration est exécutée avec l’abattage à l’explosif. Elle est exécutée avec des instruments ou machines dont l’agent de destruction est soit sa partie mécanique (machine à percutions, machine roto percutante, machine rotative), soit une force physique (machine hydraulique, machine électrique), soit l’action combinée des agents mécanique et physique (machine thermomécanique, machine ultrason).
La durée de foration de trou représente 2/3 du temps d’abattage ; elle est fatigante et nécessite une dépense considérable d’énergie. La durée de foration d’un trou est fonction de la durée de vitesse de perforation qui dépend de la dureté et perforabilité de la roche. Une étude faite par KURT Hermann montre qu’on peut exprimer mathématiquement l‘indice de perforabilité d’une roche qui s’exprime en centimètre par minute cm/mn.
Le forage des trous de mine se fait moyennant un hydrophore et en respectant un schéma de tir bien défini. Un schéma de tir est un ensemble de renseignements permettant d’exécuter un tir : l’emplacement des trous, leurs dimensions, les caractéristiques de charge, le mode d’amorçage.
Le schéma de tir est défini par :
 L’espacement : la distance entre les trous d’une même ligne.
 La banquette : La distance entre les lignes.
 Le diamètre du trou.
 La profondeur du trou.
• Le minage
La destination principale de cette opération est la modification de l’état naturel de la roche. Pour abattre un massif rocheux, on a besoin d’une certaine force d’énergie. Jusqu’à présent, on considère que c’est l’explosif qui a la force et l’énergie suffisante pour abattre ou rendre malléable des massifs rocheux en place. Du point de vue économique et de faisabilité technique, les explosifs sont préférables aux autres méthodes d’abattage.
Les explosifs sont tout corps ou composés chimiques susceptibles de subir sous l’effet d’une excitation appropriée une transformation très rapide très exothermique, dégageant une grande quantité d’énergie, de gaz en un laps de temps très court accompagné de bruits assourdissant. Cette considérable énergie va arracher la masse rocheuse se trouvant devant elle ou en direction de la surface libre ou de la ligne de moindre résistance. Dans un trou suffisamment chargé, un explosif peut produire des pressions allant de 100 000 atmosphères et 1m3 de gaz par Kg d’explosif
Au moment de l’explosion, la température peut atteindre 2 500 à 4 000 °C en un temps très court ce qui provoque la destruction de la roche. Quand un explosif détone, il y a une réaction chimique très rapide et une série de phénomène au début de nature chimique et ensuite de nature statique à savoir :
• L’onde de choc
• Déformation plastique
• Apparition de la tension
• Projection de matériaux
• Projection suivant la ligne de moindre résistance
• Fissuration
Une fois le schéma de tir défini, on procède au chargement, qui se compose de trois étapes :
• Préparation des trous de mines (nettoyage).
• Mise en place des charges.
• Bourrage.
• Raccordement des trous

Table des matières

INTRODUCTION
Chapitre I: Généralités sur la Chromite
I.1 La chromite
I.2 Gitologie de la chromite
I.3 Domaine d’utilisation de la chromite
Chapitre II : Le marché de la chromite
II.1 Structure du marché
II.1.1 Offre et la demande en acier inoxydable
II.1.2 Offre et la demande en Ferrochrome
II.1.3 Offre et la demande en Chromite
II.2 Analyse des prix de la Chromite
II.2.1 Mécanisme de fixation des prix
II.2.2 Fluctuation des prix
II.2.3 Evolution technologique
II.2.4 Autres producteurs de chromite
II.2.5 Analyse de compétitivité de Madagascar
Chapitre III : Historiques et travaux d’exploitation de la mine de Bemanevika
III.1 Présentation de la société KRAOMA
III.2 Les travaux de reconnaissances
III.2.1 Les tranchées
III.2.2 Les sondages
III.3.1 Caractéristiques de la lentille de Bemanevika
III.4 L’exploitation à ciel ouvert
III.4.1 Les méthodes d’exploitation à ciel ouvert
III.4.1.1 Méthode par tranchée successive
III.4.1.2 Méthode d’exploitation par fosse emboité
III.4.1.3 Méthodes d’exploitations par enlevure successive
III.4.1.4 Méthode d’exploitation mixte
III.4.2 Les opérations technologiques
III.4.2.1 L’opération d’abattage
III.4.2.1.1 Abattage sans explosif
III.4.2.1.2 Abattage avec explosif
III.4.2.2 La manutention des produits abattus
III.4.2.2.1 Le chargement
III.4.2.2.1.1 Les pelles
III.4.2.2.1.2 Les chargeuses
III.4.2.2.2 Le transport
III.4.2.2.2.1 Etude du cycle de l’unité de transport
III.4.2.2.2.2 Rendement horaire d’un camion
III.4.2.3 Le terrassement et mise en terril
III.4.2.3.1 Bulldozer
III.4.2.3.2 Niveleuse ou grader
III.4.2.3.3 Citerne
III.5 L’exhaure
III.5.1 Définition
IV.4.2 Les eaux interférant avec l’exploitation minière
IV.4.2.1 Les eaux de pluies
IV.4.2.2 Les eaux de lacs et cours d’eau
IV.4.2.3 Les eaux souterraines
IV.4.3 Pratique de l’exhaure
IV.4.4 Surveillance du sol
IV.4.5 Résolution du problème d’exhaure à BEMANEVIKA
III.6 Traitement du minerai
III.7 Transport du minerai
III.8 Stratégie de l’exploitation de la mine de Bemanevika
III.8.1 Les principaux documents et études de base
III.8.2 Séquence d’exploitation de la mine
Chapitre IV : Contexte géographique et géomorphologique de la zone d’étude
IV.1 Localisation
IV.2 Relief
IV.3 Climat
IV.4 Réseau hydrographique
IV.5 Couverture végétale
Chapitre V : Contexte géologique de la zone d’étude
V.1 Formation du gite
V.2 Pétrographie de Bemanevika
V.4 Altération
Chapitre VI : Evaluation de réserve et organisation de l’exploitation de la mine de BEMANEVIKA
VI.1 Etude du niveau 840 au 800
VI.1.1 Coupe géologique verticale
VI.1.2 Coupe géologique horizontale
VI.1.3 Détermination de la fosse optimale
VI.1.4 Etude de la partie exhaure
VI.2 La collecte de donnée sur l’exploitation
VI.2.1. Disponibilité et coefficient d’utilisation
VI.2.2 Les paramètres techniques
VI.2.3 Les heures de marches nécessaires
VI.2.4 Le nombre d’engin nécessaire
VI.2.5 Besoin en personnel
VI.2.5.1 Encadrement :
VI.2.5.2 Poste de Tir et foration
VI.2.5.3 Poste de Transport et chargement :
VI.2.5.4 Poste d’entretien de la piste :
Chapitre VII : Evaluation du et du coût et de la rentabilité du projet
VII.1 Coût de l’extraction :
VII.2 Coût du traitement des minerais :
VII.3 Prix du transport des minerais:
VII.4 Coût total du projet
VII.5 Etude de la rentabilité du projet
VII.5.1 Méthodologie de travail
VII.5.2 Bases technico-économiques
VII.5.2.1 Valeur Actualisée nette
VII.5.2.2 Indice de profitabilité
CONCLUSION
Références bibliographiques
Webographie

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