Rugosité de la discontinuité et le coefficient de rugosité du joint (JRC)

Rugosité de la discontinuité et le coefficient de rugosité du joint (JRC)

Méthode utilisée pour la cartographie

Une campagne de cartographie a eu lieu entre le 9 mars au 28 mars 2017 à la mine Éléonore. La partie ci-dessous présente le matériel utilisé pour la cartographie, ainsi que la méthode employée.

Matériels

Afin d’effectuer la campagne géotechnique à la mine Éléonore, le matériel habituel pour ce genre de campagne a été utilisé. La liste suivante présente l’ensemble du matériel utilisé :
 Une boussole géologique pour la mesure du pendage et la direction de pendage.  Un marteau de géologue afin d’avoir une estimation de la résistance en compression un iaxiale.
 Un ruban à mesure de 30 mètres.
 Du ruban pour fixer le ruban à mesurer sur le support de terrain.
 Un bloc-notes en bois pour prendre des notes.
 Une règle de 1,5 mètre pour l’estimation du RQD.
 Un clinomètre (« Clino-strike ») dans le cas où la boussole ne peut être utilisée à cause du magnétisme.
 Un peigne pour estimer le JRC.
 Une feuille de relevé (Annexe 1).

Méthodologie

Avant de descendre sous terre, les sites potentiels à cartographier sont sélectionnés avec l’aide du département d’ingénierie en planification à court terme. Cela permet d’optimiser le temps sous terre en choisissant des places de travail qui sont possiblement libres de toute activité. Les niveaux où il y avait de la production avec la présence de chargeuses-navettes et de camions de 60 tonnes étaient évités afin de ne pas déranger la production et pour des raisons de sécurité évidentes. Pour la campagne, la mine était divisée en trois zones : le nord, le centre et le sud du gisement. Le but de la campagne étant de cartographier le plus près du gisement possible, chaque zone était cartographiée au minimum une fois par niveau.

Pour des raisons de production, cela n’a pas toujours été possible. Les horizons 5 et 6 étant peu ou pas développés sous le niveau 800, la rampe a été cartographiée afin d’avoir une idée des familles de discontinuités présentes sous les niveaux de production actuels et d’avoir un estimé de la qualité du massif rocheux plus en profondeur. Les traverses de 30 mètres sont divisées en trois autres sous-groupes en fonction de leur localisation dans la mine. Les trois sous-groupes sont les galeries, la rampe et le minerai. Les galeries comprennent tout ce qui est dans le stérile, soit la galerie de halage principale (GRO) et les accès au minerai dans le stérile (AMN). Le minerai comprend les AMN dans le minerai et les galeries dans le minerai (GMN). Le sous-groupe rampe comprend les traverses faites dans la rampe et dans les accès à niveau (ANV).

Le mur de la galerie à cartographier est nettoyé si cela est possible à l’aide d’une lance à eau dans le cas où une source d’eau proche est disponible. La majorité des traverses a pu être nettoyée. Une fois le mur lavé, il est écaillé avec des barres en acier. Si une zone ne peut être sécurisée à l’aide de l’écaillage, elle est délimitée et le cartographe ne peut entrer dans cette zone. Ces zones de « nonaccès » pouvaient être dues à l’absence de grillage au mur ou au toit, ou bien à l’impossibilité de faire tomber un gros bloc de roche représentant potentiellement un risque en cas de chute. Un ruban de 30 mètres est ensuite installé sur le mur nettoyé et sécurisé. S’il y avait une déviation de la direction de la traverse due à la forme de la galerie, la traverse était subdivisée en plusieurs traverses avec des directions différentes. Priest (1993) conseille de subdiviser une traverse si elle dévie de plus de 20°, en dessous de cette limite cela n’est pas nécessaire. Avant de commencer à cartographier, des photos de chaque traverse sont prises afin de pouvoir revenir sur chacune d’elle si nécessaire.

Avant de commencer la cartographie en tant que telle, une estimation grossière du RMR (Bieniawski, 1989) est effectuée ainsi qu’un estimé du GSI (Marinos et Hoek, 2000). Ces estimations sont faites visuellement à l’aide de chartes et de tableaux. La résistance en compression unixiale est estimée à partir du marteau géologique. Le RQD (Deere et al.,1968) est estimé à l’aide d’une règle de 1.5m à 0, 15 et 30 mètres le long de la traverse.Deux cartographes travaillent sur la même traverse, pour des raisons d’efficacité et de rapidité. Ils commencent à chaque bout de la traverse et avancent l’un vers l’autre jusqu’au centre. Le long de leur avancée, ils relèvent les discontinuités rencontrées en remplissant la feuille présentée à l’annexe 1. Avant de commencer à relever les discontinuités d’une traverse, la localisation de cette dernière est spécifiée dans l’encadré prévu à cet effet (voir encadré dans l’annexe 1).

À chaque discontinuité rencontrée, les différentes informations suivantes sont relevées :
 Distance le long de la traverse
 Type de structure
 Orientation des discontinuités (pendage et direction de pendage)
 Remplissage
 Altération de la discontinuité Ja
 Ouverture
 Coefficient de rugosité du joint (JRC)
 Texture de la discontinuité
 Forme de la discontinuité
 Condition hydraulique
 Terminaison
 Longueur trace (m)
 Espacement entre deux discontinuités d’une même famille (estimé visuellement en mètres)
 Type de roche
 Estimation de la résistance en compression uniaxiale (prise le long de la traverse à 0, 15 et 30 mètres)
 Estimation de la qualité du massif rocheux (RQD, RMR, et GSI prise le long de la traverse à 0, 15 et 30 mètres) .

Une fois que toutes les discontinuités ont été relevées le long d’une traverse, cette dernière est démontée et les cartographes se déplacent vers une autre localisation dans la mine, soit à pied ou en véhicule s’ils en ont un. Après chaque journée de cartographie, les données relevées sur le terrain sont transférées vers un fichier Excel. Toutes les données de terrain sont stockées au même endroit afin de pouvoir les transférer vers le logiciel d’analyse. Le logiciel d’analyse utilisé est le logiciel Dips™ (Rocscience, 2017) où les familles de discontinuités peuvent être identifiées. La partie suivante décrit avec plus de détails les paramètres relevés et la manière dont ils sont estimés ou mesurés.

Table des matières

Résumé
Liste des figures
Liste des tableaux
Liste des abréviations et des sigles
Avant-Propos
1. Chapitre 1: Introduction générale
1.1. Contexte
1.2. Problématique
1.3. Objectifs
1.4. Plan du mémoire
1.5. Conclusion
2. Chapitre 2: Cas d’étude: La mine Éléonore
2.1. Introduction
2.2. La mine Éléonore – Information générale
2.2.1. Localisation
2.2.2. Réserves et ressources minérales
2.2.3. Méthode de minage
2.2.4. Géologie
2.3. Système sismique à la mine Éléonore
2.4. Base de données de tir à l’explosif de production
2.4.1. Paramètres d’entrées
2.4.1.1. Campagne géotechnique
2.4.1.2. Modélisation de la redistribution des contraintes
2.4.2. Paramètres de sortie
2.5. Conclusion
3. Chapitre 3: Campagne géotechnique à la mine Éléonore
3.1 Introduction
3.2 Méthodologie
3.2.1. Cartographie par traverse
3.2.2. Erreurs et biais
3.2.3. Méthode utilisée pour la cartographie
3.2.3.1. Matériels
3.2.3.2. Méthodologie
3.2.3.2.1. La distance le long de la traverse
3.2.3.2.2. Le type de structure
3.2.3.2.3. Orientation des discontinuités
3.2.3.2.4. Remplissage
3.2.3.2.5. Altération de la discontinuité Ja
3.2.3.2.6. Ouverture
3.2.3.2.7. Rugosité de la discontinuité et le coefficient de rugosité du joint (JRC)
3.2.3.2.8. Forme de la discontinuité
3.2.3.2.9. Condition hydraulique
3.2.3.2.10. Terminaison et Persistance (m)
3.2.3.2.11. Espacement entre deux discontinuités d’une même famille (m)
3.2.3.2.12. Type de roche
3.2.3.2.13. Estimation de la résistance en compression uniaxiale
3.2.3.2.14. Estimation de la qualité du massif rocheux
3.2.3.2.15. Estimation du RQD (Rock Quality Designation)
3.2.3.2.16. Calcul de l’indice Q’ (Rock Tunneling Quality Index Q System)
3.3. Résultats
3.3.1. Résultats de la campagne géotechnique à la mine Éléonore
3.3.2. Paramètres géotechniques
3.3.2.1. État des murs
3.3.2.2. La distance le long de la traverse
3.3.2.3. Le type de structure
3.3.2.4. Orientation des discontinuités
3.3.2.5. Le remplissage
3.3.2.6. L’ouverture
3.3.2.7. L’altération des discontinuités Ja
3.3.2.8. Rugosité des discontinuités
3.3.2.9. Forme des discontinuités
3.3.2.10. Coefficient de rugosité Jr
3.3.2.11. Conditions hydrauliques
3.3.2.12. Type de roche et estimation de la résistance en compression uniaxiale
3.3.2.13. Estimation du RQD
3.4. Analyse
3.4.1. Calcul de l’indice Q’
3.5. Conclusion
4. Chapitre 4: Blast induced seismic response at the Goldcorp Eleonore mine: identification, delineation and characterization.
4.1. Résumé
4.2. Abstract
4.3. Keywords
4.4. Introduction
4.5. Clustering methodology
4.5.1. Density-based clustering for short-term seismicity
4.5.2. Clustering methodology performance
4.5.3. Temporal delineation
4.5.4. Maximum likelihood estimate (MLE) method
4.5.5. Weighted MLE
4.6. Quality filters applied to the database
4.6.1. Range filter
4.6.2. Linear filter
4.7. Plane fitting methodology
4.8. Case Study – Eleonore mine
4.8.1. General information
4.8.2. Seismic monitoring system
4.8.3. Structural campaign
4.9. Results
4.9.1. Spatial delineation and cluster filtering
4.9.1.1. Spatial delineation
4.9.1.2. Cluster filtering
4.9.2. Clusters’ planes results
4.9.2.1. Plane identification.
4.9.2.2. Comparison with the geotechnical campaign
4.9.3. Discussion
4.10. Conclusions
4.11. Acknowledgements
Chapitre 5: Multivariate statistical analysis to investigate the seismic response to production blasting at Goldcorp Eleonore
5.1. Résumé
5.2. Abstract
5.3. Introduction
5.4. Case Study – Eleonore mine
5.4.1. General Information
5.4.2. Seismic Monitoring System
5.4.3. Geotechnical Campaign
5.5. Blast database
5.5.1. Input Parameters
5.5.1.1. General Input Parameters
5.5.1.2. Geological Structures
5.5.1.3. Q’ index
5.5.1.4. Stress Input Parameters
5.5.2. Output Parameters
5.5.2.1. Spatial and Temporal Search Parameters Analysis Output
5.5.2.2. Clustering Approach Output
5.5.2.3. General output parameters
5.6. Partial least squares analysis
5.7. Results of the PLS Analysis
5.7.1. Cluster Method Results
5.7.2. STP 1 (11h-60m) Results
5.7.3. STP 2 (23h-60m) Results
5.7.4. STP 3 (11h-100m) Results
5.7.5. STP 4 (23h-100m) Results
5.8. Results Summary
5.9. Discussion
5.10. Conclusion
5.11. Acknowledgements
6. Chapitre 6 : Conclusion
6.1. Sommaire
6.2. Limitations du mémoire
6.3. Recommandations pour travaux futurs
Références
Annexes
Annexe 1 : Feuille utilisée pour le relevé structural à la mine Éléonore (MineDesign Engineering, 2017)
Annexe 2 : Système de pointage associé à chaque critère de l’indice Q (NGI, 2005) 102 Annexe 3 : Ensemble des traverses faites à la mine Éléonore par horizon
Annexe 4 : Résultats stéréographiques pour les différents horizons de la mine

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