© Audrey Goulet, 2018

Développement et application d'un modèle géomécanique intégré pour une exploitation minière

sous hautes contraintes et sujette à la séismicité

Mémoire

Audrey Goulet

Maîtrise en génie des mines - avec mémoire

Maître ès sciences (M. Sc.)

Québec, Canada

ii

Résumé

Le développement de nouvelles technologies applicables en milieux souterrains, combiné à la rareté des

gisements disponibles en surface, explique que l’extraction de minerai en grande profondeur est de plus en plus

commune. Exploiter en grande profondeur implique la réalisation de travaux miniers dans des conditions de

terrain difficiles et sous un régime de contraintes élevées. Gérer le risque sismique et les dommages qui peuvent

en découler est un défi de taille pour ce type d’exploitation.

Cette gestion de risque sismique n’est pas aisée, puisque les conditions opérationnelles et sismiques ainsi que

les mécanismes menant à la rupture du massif rocheux ne sont pas pleinement compris. Afin de mieux délimiter

ce risque, la totalité des données reliées de près ou de loin à la séismicité doit être accessible et facilement

consultable afin d’en faire l’analyse intégrée. Ce mémoire présente le développement d’un modèle

géomécanique global intégrant de nombreuses bases de données pour améliorer la compréhension de la

réponse séismique et aséismique du massif rocheux aux activités minières.

La collecte, le traitement et l’analyse des données concernant la géologie, la géomécanique, la séismicité et les

opérations minières ont été réalisés pour le cas d’étude de la mine LaRonde exploitant actuellement à plus de

trois kilomètres de profondeur. Les outils développés au sein du modèle géomécanique global ont entre autres

permis d’évaluer quantitativement la variabilité spatiale et temporelle des propriétés géomécaniques et de la

fracturation du massif rocheux. La création d’outils spécifiquement conçus pour l’analyse des coups de terrain

a également permis de réaliser une analyse préliminaire identifiant les facteurs clés reliés aux caractéristiques

géologiques présentes à grande échelle influençant l’occurrence et la sévérité de coups de déformation propre

au site minier à l’étude.

Ce mémoire démontre la contribution à la conception minière et à la gestion du risque sismique d’un modèle

géomécanique intégré dans un environnement minier complexe sous hautes contraintes et actif sismiquement.

iii

Table des matières

Résumé .............................................................................................................................................................. ii

Table des matières........................................................................................................................................... iii

Liste des tableaux ........................................................................................................................................... vii

Liste des figures ............................................................................................................................................ viii

Liste des abréviations ..................................................................................................................................... xi

Remerciements ............................................................................................................................................... xii

Avant-propos ................................................................................................................................................. xiii

Introduction générale ....................................................................................................................................... 1

1. Contexte .......................................................................................................................................... 1

2. Problématique ................................................................................................................................. 2

3. Objectifs .......................................................................................................................................... 2

4. Méthodologie de recherche ............................................................................................................. 3

5. Plan du mémoire ............................................................................................................................. 3

6. Conclusion ...................................................................................................................................... 4

Chapitre 1 : Cas d’étude de la mine LaRonde ................................................................................................ 6

1.1 Introduction ..................................................................................................................................... 6

1.2 Géologie régionale .......................................................................................................................... 7

1.3 Géologie du gisement ..................................................................................................................... 8

1.3.1 Lithologies ..................................................................................................................................... 11

1.3.2 Altérations principales ................................................................................................................... 11

1.3.3 Structures ...................................................................................................................................... 12

1.4 Méthode de minage ...................................................................................................................... 15

1.5 Contraintes in situ ......................................................................................................................... 16

1.6 Séismicité ...................................................................................................................................... 17

1.6.1 Système de monitorage ................................................................................................................ 17

1.7 Défis en contrôle de terrain à la mine............................................................................................ 18

1.7.1 Convergence des murs ................................................................................................................. 19

1.7.2 Coups de terrain ............................................................................................................................ 21

1.8 Conclusion .................................................................................................................................... 23

Chapitre 2 : Méthodologie - Base de données géomécaniques ................................................................. 24

2.1 Introduction ................................................................................................................................... 24

2.2 Sélection de la plate-forme unique ................................................................................................ 24

2.3 Collecte des données .................................................................................................................... 25

2.3.1 Interprétation des carottes de forage ............................................................................................ 25

iv

2.3.1.1 Date d’observation ........................................................................................................................ 26

2.3.1.2 Lithologies ..................................................................................................................................... 27

2.3.1.3 Désignation de la qualité de la roche (RQD) ................................................................................. 29

2.3.2 Cartographie des excavations de développement ........................................................................ 29

2.3.3 Essais de données géomécaniques.............................................................................................. 30

2.3.4 Données opérationnelles .............................................................................................................. 32

2.3.4.1 Tirs à l’explosif de développement et de production ..................................................................... 32

2.3.4.2 Orientation des excavations .......................................................................................................... 32

2.3.5 Séismicité ...................................................................................................................................... 32

2.3.6 Coups de déformation ................................................................................................................... 32

2.4 Traitement des données ............................................................................................................... 33

2.4.1 Interprétation des carottes de forage ............................................................................................ 33

2.4.1.1 Lithologies ..................................................................................................................................... 34

2.4.1.2 Essais géomécaniques ................................................................................................................. 35

2.4.2 Orientation des excavations .......................................................................................................... 35

2.4.3 Coups de déformation ................................................................................................................... 37

2.4.3.1 Association d’un évènement sismique à un coup de déformation................................................. 38

2.4.3.2 Association d’autres propriétés géomécaniques à un coup de déformation ................................. 40

2.5 Développement d’outils d’analyses spatiales, temporelles et statistiques .................................... 40

2.5.1 Analyses spatiales ........................................................................................................................ 41

2.5.1.1 Boîtes de sélection ........................................................................................................................ 41

2.5.1.2 Point dans l’espace ....................................................................................................................... 42

2.5.1.3 Interprétation des carottes de forage ............................................................................................ 43

2.5.1.4 Distance par rapport à une ligne ou une surface .......................................................................... 43

2.5.2 Analyses temporelles .................................................................................................................... 43

2.5.3 Analyses statistiques ..................................................................................................................... 44

2.5.3.1 Analyses par tableaux ................................................................................................................... 44

2.5.3.2 Analyses graphiques ..................................................................................................................... 45

2.5.3.3 Sélection des paramètres analysés .............................................................................................. 45

2.5.3.3.1 Filtres des paramètres analysés ................................................................................................... 46

2.6 Conclusion .................................................................................................................................... 48

Chapitre 3 : Article 1 – Development of an integrated geotechnical database and associated tools for

excavation design in seismically active underground mines ..................................................................... 49

3.1 Résumé ......................................................................................................................................... 49

3.2 Abstract ......................................................................................................................................... 49

3.3 Keywords ...................................................................................................................................... 50

3.4 Introduction ................................................................................................................................... 50

v

3.5 LaRonde mine ............................................................................................................................... 50

3.6 Litterature review ........................................................................................................................... 51

3.7 Database compilation .................................................................................................................... 52

3.8 Intact rock properties ..................................................................................................................... 54

3.8.1 UCS per borehole ID ..................................................................................................................... 55

3.8.2 UCS per mine level ....................................................................................................................... 56

3.8.3 UCS per lithology .......................................................................................................................... 57

3.8.4 UCS per lithology and level ........................................................................................................... 58

3.8.5 UCS per lithology and per sector .................................................................................................. 60

3.8.6 Relationship between UCS and Young’s modulus ........................................................................ 61

3.8.7 Practical implications ..................................................................................................................... 62

3.9 Rock mass fracturing .................................................................................................................... 62

3.9.1 RQD and drilling orientation .......................................................................................................... 64

3.10 RQD around development drifts .................................................................................................... 65

3.10.1 RQD vs distance to drifts .............................................................................................................. 66

3.10.2 RQD degradation in time ............................................................................................................... 67

3.10.3 Degradation zone intensification and extent in time ...................................................................... 69

3.11 RQD around major faults .............................................................................................................. 70

3.11.1 Limitations ..................................................................................................................................... 73

3.12 Conclusion .................................................................................................................................... 73

3.13 Acknowledgments ......................................................................................................................... 74

Chapitre 4 : Article 2 –Properties of large-scale geological features and seismic responses affecting

strainburst potential in deep underground mines ....................................................................................... 75

4.1 Résumé ......................................................................................................................................... 75

4.2 Abstract ......................................................................................................................................... 75

4.3 Keywords ...................................................................................................................................... 75

4.4 Introduction ................................................................................................................................... 76

4.5 Background on strainbursts .......................................................................................................... 76

4.6 LaRonde mine case study ............................................................................................................. 77

4.7 Results .......................................................................................................................................... 80

4.7.1 Properties of large-scale geological features characterizing strainburst locations ........................ 80

4.7.1.1 Distance to lithological contact ...................................................................................................... 81

4.7.1.2 Distance to faults ........................................................................................................................... 83

4.7.1.3 Interception angle between damaged drift and foliation ................................................................ 84

4.7.2 Strainburst seismic source ............................................................................................................ 86

4.7.2.1 Seismic event: location and magnitude ......................................................................................... 86

4.7.2.2 Seismic event: time period after blast ........................................................................................... 88

vi

4.7.3 Combined analysis of rockmass properties and seismic source ................................................... 89

4.8 Conclusions ................................................................................................................................... 90

4.9 Acknowledgements ....................................................................................................................... 91

Conclusion ...................................................................................................................................................... 92

1. Sommaire ...................................................................................................................................... 92

2. Limitations du mémoire ................................................................................................................. 94

3. Recommandations pour travaux futurs ......................................................................................... 95

Références ...................................................................................................................................................... 98

Annexe A: Mise à jour des bases de données et utilisation du modèle géotechnique global au site

minier ............................................................................................................................................................. 104

vii

Liste des tableaux

Chapitre 1

Tableau 1.1: Description des lithologies présentes à la mine LaRonde............................................................ 11

Tableau 1.2: Modèle de contraintes historique à la mine LaRonde (Morissette, 2017). ................................... 16

Chapitre 2

Tableau 2.1: Légende des unités principales cartographiées et description lithologiques à la mine LaRonde

(modifié de Mine LaRonde, 2009). .................................................................................................................... 27

Tableau 2.2: Légende d’autres unités cartographiées à la mine LaRonde (modifié de Mine LaRonde, 2009). 28

Tableau 2.3: Regroupement de lithologies importées par code de couleur. ..................................................... 34

Tableau 2.4: Liste des évènements sismiques possiblement liés au dommage, en regard à leur date

d'occurrence, ordonnée selon leur distance au dommage. L'évènement identifié responsable du dommage est

surligné en bleu. ............................................................................................................................................... 40

Tableau 2.5: Liste de choix des paramètres pouvant être analysés dans le modèle géotechnique global. ...... 46

Tableau 2.6: Table distincte extraite pour chaque paramètre sélectionné dont il est possible de filtrer chaque

élément défini. .................................................................................................................................................. 47

Chapitre 3 Table 3.1: Lithology description at LaRonde mine. ........................................................................................... 54

Table 3.2: UCS statistics for levels 218 and 290. ............................................................................................. 57

Table 3.3: Statistical results for UCS per lithology. ........................................................................................... 57

Table 3.4: UCS statistics per lithology and per level. ........................................................................................ 59

Table 3.5: UCS statistics per lithology and per sector for the Level 290. .......................................................... 60

Table 3.6: RQD evolution in time from January 2014 to January 2017 of central west crosscuts in Level 296. 68

Chapitre 4 Table 4.1: Lithology Description at LaRonde Mine. .......................................................................................... 81

Table 4.2: Number of strainbursts associated to its closest lithological contact. ............................................... 83

viii

Liste des figures

Chapitre 1

Figure 1.1: Localisation de la mine LaRonde (www.angicoeagle.com)............................................................... 6

Figure 1.2: Vue longitudinale des zones minéralisées à la mine à la mine LaRonde (Turcotte, 2014). .............. 7

Figure 1.3: Géologie régionale du camp minier Doyon-Bousquet-LaRonde (Galley et Lafrance, 2014). ........... 9

Figure 1.4: Section géologique des zones du chevalement Penna, vue vers l'Ouest (tiré de Mercier-Langevin,

2005). ................................................................................................................................................................ 10

Figure 1.5: Rubanement plus (gauche) ou moins (droite) prononcé du massif rocheux dû à des variations de

l’altération en silice............................................................................................................................................ 11

Figure 1.6: Couloir de roc de faible qualité associé à la faille 700 au niveau 281............................................. 12

Figure 1.7: Système de failles identifiées sur l’ensemble des niveaux de la mine LaRonde (Le nord est dans

l’axe Y positif). .................................................................................................................................................. 13

Figure 1.8: Vue rapprochée du système de failles entre les niveaux 259 et 293. Les excavations du niveau 269

seulement sont illustrées, à titre de référence. A) Vue de haut inclinée vers l’Est B) Vue vers l’Est. ............... 14

Figure 1.9: Foliation d’espacement centimétrique exposée sur les murs, à environ 2000 mètres sous la surface

(tiré de Karampinos, 2016). .............................................................................................................................. 15

Figure 1.10: Séquence de minage utilisée à la mine LaRonde pour une pyramide montante (tiré de Morissette,

2017). ................................................................................................................................................................ 16

Figure 1.11: Emplacement des senseurs dans une section longitudinale de gisement de LaRonde :

accéléromètres uniaxiaux = cylindres bleus; accéléromètres et géophones triaxiaux = pyramides rouges. A)

Vue vers le nord B) Vue vers l’ouest. ................................................................................................................ 18

Figure 1.12: Conditions de convergence extrême de murs à la mine LaRonde (tiré de Karampinos, 2016). ... 19

Figure 1.13: Indice de convergence du massif rocheux : a) Matrice de contraintes pour prédire les zones de

convergence basée sur l'espacement de la foliation; et b) Matrices de convergence pour différents angles

d'interception (de Karampinos, 2016, modifié de Mercier-Langevin et Hadjigeorgiou, 2011). .......................... 21

Figure 1.14: Excavation de développement de dimensions typiques à la mine LaRonde avant (a) et suite à un

coup de terrain (b) (tiré de Morissette, 2017). .................................................................................................. 22

Chapitre 2

Figure 2.1: Information extraite de l'interprétation de carottes de forage de la mine LaRonde, telle que la

lithologie (vert – V9i; orange – SZ; rouge- SZM; jaune – zone altérée. ............................................................ 25

Figure 2.2: Types de forage à la mine LaRonde (a) tous; (b) forage d’exploration; (c) forage de délimitation; (d)

forage de délinéation. ....................................................................................................................................... 26

Figure 2.3: Détermination du facteur de la qualité de la roche (RQD), d'après Deere et Deere (1988). ........... 29

Figure 2.4: Vue de plan de cartographie structurale des toits des excavations de développement des points de

soutirage du niveau 262. ................................................................................................................................... 30

Figure 2.5: Fiche d'observation et de compilation de données relatives à un essai en compression uniaxiale. 31

Figure 2.6: Exemple d'un rapport d'observations de terrain suite à un évènement sismique à la mine LaRonde.

.......................................................................................................................................................................... 33

Figure 2.7: Vue en plan du niveau 290 montrant les lignes de centres des excavations colorées selon leur

orientation (Y pointant le Nord). ........................................................................................................................ 36

Figure 2.8: Vue longitudinale des lignes de centre des excavations de la mine LaRonde, colorées selon leur

orientation par rapport au Nord (Y pointant le nord). ........................................................................................ 36

ix

Figure 2.9: Code de numérotation associée à la localisation du dommage dans une excavation en

développement. ................................................................................................................................................ 37

Figure 2.10: Exemple d'une analyse d'un coup de terrain analysé dans le modèle géotechnique intégré

développé. ........................................................................................................................................................ 38

Figure 2.11: Schéma des étapes afin de lier un évènement sismique à un dommage au sein du modèle global

développé. ........................................................................................................................................................ 38

Figure 2.12: Filtrer les évènements sismiques selon l’intervalle de temps possible durant lequel l'évènement

sismique relié au dommage aurait pu avoir lieu. ............................................................................................... 39

Figure 2.13: Localisation des évènements sismiques (colorés selon leur magnitude locale) possiblement liés

au dommage , en regard à leur date d'occurrence. L'évènement identifié responsable du dommage (losange

rouge) est encerclé en bleu. ............................................................................................................................. 39

Figure 2.14: Boîte de sélection définie instantanément par l'utilisateur. ........................................................... 41

Figure 2.15: Boîtes de sélection délimitées par des coordonnées X, Y, et Z précises contenant des données

pouvant être unies, intersectées, ou comparées. ............................................................................................. 42

Figure 2.16: Rayon de recherche autour d’un point. ......................................................................................... 42

Figure 2.17: Extrait de la liste de numéro d'identification des trous de forage importés dans la base de

données. ........................................................................................................................................................... 43

Figure 2.18: Exemples de définition de largeur de classes de paramètres à des fins d'analyse statistique dans

le modèle géotechnique. ................................................................................................................................... 44

Figure 2.19: Filtre numérique pouvant être appliqué pour chaque paramètre sélectionné. .............................. 47

Chapitre 3 Figure 3.1: Longitudinal section of the LaRonde ore body. (Modified from www.angicoeagle.com). ................ 51

Figure 3.2: Longitudinal section of the LaRonde mine, illustrating lithology identified by core logging. ............ 53

Figure 3.3: UCS values (in MPa) in a Level 290 plan view of the LaRonde mine. North is in the axis Y positive.

.......................................................................................................................................................................... 55

Figure 3.4: Box and whiskers of UCS values for each borehole ID. ................................................................. 56

Figure 3.5: Box and whiskers plot of UCS for levels 218 and 290. ................................................................... 57

Figure 3.6: Box and whiskers plot of UCS per lithology. ................................................................................... 58

Figure 3.7: UCS distribution per lithology per level. .......................................................................................... 59

Figure 3.8: Plan view of UCS location on Level 290, coloured by UCS value (MPa). North is in the axis Y

positive. ............................................................................................................................................................. 60

Figure 3.9: Young’s modulus versus UCS, coloured per lithology and sized by the mine level of the samples.61

Figure 3.10: Longitudinal section of the LaRonde mine illustrating RQD values of core logged. North is in the

axis Y positive. .................................................................................................................................................. 63

Figure 3.11: Longitudinal section of the LaRonde mine illustrating RQD values of core logged. North is in the

axis Y positive. .................................................................................................................................................. 64

Figure 3.12: Box and Whisker Plot of RQD values per dip bins for data near exploration drift at Level 215.

Positive dip is down. ......................................................................................................................................... 65

Figure 3.13: Representation of boreholes coloured by RQD, around a drift segment in mXrap. ...................... 66

Figure 3.14: RQD from 0 to 30 meters from borehole collar; 3 meters bins for 269-293 Horizon. Dot lines

represent RQD median RQD value. ................................................................................................................. 67

Figure 3.15: Borehole around draw points in the central east sector in Level 296, coloured by drilling end date.

North is in the axis Y positive. The studied sector is represented by the grey rectangle. ................................. 68

x

Figure 3.16: Mean RQD vs distance to borehole collars, collected between January 2012 and January 2017,

for central-west draw points on Level 296. ....................................................................................................... 69

Figure 3.17: Example of a single realization of the fracture network within the damage zone of the studied fault

zones (top) and fracture density (bottom) (from Nguyen et al., 2015). ............................................................. 70

Figure 3.18: Typical fault zones (a) shows a single high-strain core surrounded by a fractured damage zone

(after Chester and Logan, 1986) and (b) shows multiple cores model, where many strands of high-strain

material enclose lenses of fractured protolith (after Faulkner et al., 2003 and Faulkner et al., 2010). .............. 71

Figure 3.19: RQD around interpreted fault surfaces, Level 290. ....................................................................... 71

Figure 3.20: RQD mean (solid line), 25th percentile (lower dashed line), and 75th percentile (upper dashed

line) around the interpreted fault planes, 3 meters bins, 269-293 Horizon. ....................................................... 72

Figure 3.21: RQD bins distribution around major faults 269-293 Horizon, 5% RQD bins. ................................ 73

Chapitre 4 Figure 4.1: Longitudinal section of the LaRonde orebody A) Sensor location (uniaxial accelerometers = blue

cylinders; triaxial accelerometers and geophones = red pyramids) and events of ML>0 between January 2013

and the end of 2017; B) Strainburst location in relation to stopes (black = excavated before 2013; blue =

excavated between 2013 and the end of 2017). ............................................................................................... 79

Figure 4.2: A) Strainburst distribution in time (x), cumulative number of strainbursts (solid line), and cumulative

displaced tonnage (dotted line); B) Strainburst tonnage displaced histogram (red = East sector; blue = West

sector). .............................................................................................................................................................. 80

Figure 4.3: A) Cross section of West sector illustrating strainbursts by tonnage (size and color) and lithological

contacts (marron = mineralized zone; green = V9a; host rock = V9i) B) Strainburst frequency (diamonds) and

cumulative tonnage (solid line) by distance bins to the closest lithological contact; C) Displaced tonnage by

bins of strainburst distance to the closest lithological contact. .......................................................................... 82

Figure 4.4: A) Cross section of LaRonde illustrating strainbursts locations (diamonds) in relation to major

faults and the orebody B) Plan view of 269 Level illustrating the two main faults and a conjugated fault C)

Strainburst distribution and cumulative tonnage versus the distance to the closest fault. ................................ 84

Figure 4.5: Strainburst occurrence by drift direction coloured by the location of damage in the drift A)

Histogram per drift direction bins B) Tonnage displaced by strainburst (diamond) and cumulative tonnage

(solid line) by drift direction bins. ....................................................................................................................... 85

Figure 4.6: A) Strainburst occurrence histogram versus distance from event to damage with cumulative

number of strainburst (solid line) and cumulative tonnage displaced (dotted line) B) Tonnage vs distance

event-damage box and whisker (coloured by event MLocal). .............................................................................. 87

Figure 4.7: A) Plan view of 293 Level of the last development blast before damage -within a 30 meters radius

around the damage - that was linked to the strainburst (blasts = stars; strainbursts = diamonds) B)

Strainbursts cumulative count with time difference to last blast coloured by tonnage. ..................................... 89

Figure 4.8: Distance damage-event versus distance from damage to the closest lithological contact. ............. 90

xi

Liste des abréviations

° Degrés ACG Centre australien pour la géomécanique E Module de Young FRQNT Fonds de recherche – Nature et technologies GSI Indice de résistance géologique (« Geological Strength Index ») Hz Hertz Jr Paramètre de rugosité du joint du système de classification du NGI LiDAR Détection et estimation de la distance par la lumière (« Light Detection and Ranging ») M Locale, ML Magnitude locale d’un évènement sismique M Richter Magnitude en Richter d’un évènement sismique m Mètres NGI Institut géotechnique norvégien (« Norwegian Geotechnical Institute ») PCA Régression sur composantes principales (« Principle Componants Analysis ») PLS Régression des moindres carrés (« Partially Least Squares ») Q Indice de classification de la roche pour les tunnels (« Rock Tunnelling Quality Index ») RMR Système de pointage du massif rocheux (« Rock Mass Rating System ») RQD Désignation de la qualité de la roche (« Rock Quality Designation ») s Espacement (« Spacing ») SMV Sulfures massifs volcanogènes UCS, σci Résistance en compression uniaxiale (« Uniaxial Compressive Strength ») V9A Rhyolite / Rhyodacite altérée de LaRonde V9I Rhyolite / Rhyodacite de LaRonde ν Coefficient de Poisson σ1 Contrainte principale majeure σ2 Contrainte principale intermédiaire σ3 Contrainte principale mineure

xii

Remerciements

J’aimerais tout d’abord remercier mon directeur de recherche, Martin Grenon, qui a été un bon conseillé durant

ces deux dernières années. La confiance accordée et les nombreuses opportunités dont j’ai pu profiter durant

ma maîtrise ont été très appréciées.

Ensuite, je tiens à remercier mes collègues de travail, qui m’ont accompagné à différents moments de mes

études au deuxième cycle : Catherine Domingue, Jocelyn Tuleau, Benoit McFadyen et Guillaume Sasseville.

Vous avez fait du bureau un endroit empli de joie, de sourires, de rires et de partage de connaissances. Pour

m’avoir écouté, conseillé et accompagné dans notre salle de travail au travers ces deux dernières années, je

remercie particulièrement Jocelyn Tuleau.

J’aimerais remercier les partenaires qui ont rendu possible la réalisation de cette maîtrise, soit le FRQNT, la

mine LaRonde et le Australian Centre for Geomechanics. D’abord, le personnel travaillant à LaRonde, autant

dans le département de géologie que de celui de mécanique des roches, ont permis l’accès et la collecte d’une

grande base de données. Je tiens à remercier particulièrement Philippe Morissette, pour ses nombreux

commentaires toujours très constructifs et pertinents pour les articles et le projet. I would also like to make

special acknowledgments to the people working at the Australian Centre of Geomechanics and to people that I

met there during my Australian journey. Thanks to Johan Wesseloo, Stuart Tierney, Christine Neskudla, Gerhard

Morkel, Paul Harris, and others. I am particularly grateful to Kyle Woodward, who took me under his wings at

work and at home with his amazing wife Stefania Almonte. My stay in Perth would not have been so amazing

without you both.

De plus, je remercie tout spécialement ma famille, notamment mes parents, qui ont su me porter un grand

support, même à des centaines de kilomètres de distance. Merci de m’avoir encouragé tout au long de mes

études et de m’épauler encore pour la suite.

Finalement, je tiens à remercier mon amoureux, qui me rend meilleure chaque jour et m’encourage dans toutes

mes démarches.

xiii

Avant-propos

Je suis la première auteure des deux articles présentés dans ce mémoire.

Le premier article, intitulé: « Development of an integrated geotechnical database and associated analysis tools

for excavation design in seismically active underground mines » a été publié et présenté le 17 juin 2018 à

l’association américaine de mécaniques des roches (American Rock Mechanics Association) dans le cadre du

52ème symposium américain en mécaniques des roches et géomécanique (US Rock Mechanics/Geomechanics

Symposium). Les coauteurs de cet article sont :

- Martin Grenon, Ph.D, Université Laval, Québec, Canada. - Kyle Woodward, Ph.D, Australian Centre for Geomechanics, Crawley, Australie. - Johan Wesseloo, Ph.D, Australian Centre for Geomechanics, Crawley, Australie. - Philippe Morissette, Ph.D., Agnico Eagle Mines division LaRonde, Rouyn-Noranda, Québec, Canada.

Tous les coauteurs ont participé à la rédaction de cet article. Martin Grenon a contribué de près à sa révision

alors que Kyle Woodward a grandement contribué à l’élaboration des outils d’analyse développés lors de ce

projet.

Le deuxième article, intitulé: « Properties of large-scale geological features and seismic responses affecting

strainburst potential in deep underground mines » a été accepté pour le 10ème symposium asiatique de

mécanique des roches (ARMS 10th Asian Rock Mechanics Symposium) le 16 juillet 2018. Cet article a été

sélectionné parmi plus de 50 articles soumis pour une des trois places disponibles pour une présentation orale

lors d’une session plénière réservée pour les jeunes chercheurs, soit âgés de 38 ans et moins (Young Plenary

Session - YRPS). Il sera présenté oralement le 1er novembre 2018. Les coauteurs de cet article sont les mêmes

que pour le premier article. Pour ce deuxième article, Philippe Morissette et Martin Grenon ont grandement

participé à la rédaction et à l’amélioration de l’article. Kyle Woodward et Johan Wesseloo ont révisé l’article.

1

Introduction générale

1. Contexte

Le développement de nouvelles technologies et la rareté des découvertes de gisements en surface amènent de

plus en plus de minières à exploiter en grande profondeur. En effet, une tendance vers les opérations minières

hautement mécanisées avec de hauts ratios d’extraction à des profondeurs de plus en plus importantes est

observée. De nouveaux défis sont associés à l’exploitation minière dans un environnement géologique et

géomécanique complexe. L’exploitation en grande profondeur implique l’extraction du minerai dans des

conditions de terrain difficiles et sous hautes contraintes. Une des problématiques majeures rencontrées lors de

l’exploitation minière sous hautes contraintes est le potentiel élevé d’expérimenter des coups de terrain générés

par des évènements sismiques. En 1998, Dave Ortlepp affirmait que le risque sismique et les coups de terrain

en découlant représentaient un sérieux problème depuis presque un siècle dans les mines et que, malgré les

efforts déployés, aucune solution complète n’a été trouvée (Ortlepp, 1998). Malgré les avancées des dernières

années dans ce domaine, ce constat est toujours d’actualité.

La gestion du risque sismique comporte des enjeux à la fois politiques, sociaux et économiques. Dans le

domaine minier, le risque sismique est généralement défini comme la probabilité d’occurrence d’un évènement

d’une certaine magnitude dans un certain volume au cours d’un certain laps de temps (Gibowicz et Kijko, 1994).

Cette séismicité peut engendrer des éjections de roc de manière soudaine et violente présentant un danger

pour le personnel, les équipements et les infrastructures. En effet, l’éjection incontrôlée et imprévue d’un certain

volume de roc peut engendrer des dommages majeurs aux excavations et influence significativement la

production minière ainsi que la santé et la sécurité du personnel (Cook, 1976; Ortlepp, 2005). La viabilité

économique d’une minière est compromise lorsque la santé et la sécurité des travailleurs ne sont pas assurées,

particulièrement dans une société prônant ces valeurs. Une exploitation minière doit garantir une gestion

optimale du risque sismique. Ce risque est associé au comportement du massif rocheux en réponse aux activités

minières.

Le comportement du massif rocheux est fortement influencé par différents facteurs reliés à la géologie et à la

géomécanique, tels que la présence de failles, le contraste de compétence entre deux unités lithologiques, le

degré de fracturation, le type et l’intensité d’altération de l’encaissant, l’espacement d’une possible foliation, etc.

Tous ces paramètres influencent à divers niveaux la conception minière des excavations et les travaux

d’exploitation. Les interactions entre ces différentes propriétés sont complexes; leurs impacts sur la séismicité

le sont davantage. Ces différents facteurs géomécaniques sont régulièrement liés qualitativement à la

séismicité. Peu d’études présentent des analyses quantitatives. Une connaissance plus détaillée du massif

rocheux et des conditions de terrain permettrait une meilleure compréhension des mécanismes de rupture

2

possibles du massif rocheux associé à un évènement sismique. Il est donc essentiel de développer des outils

permettant d’analyser quantitativement les relations entre la géologie, la géomécanique, les opérations

d’exploitation et la séismicité afin d’améliorer la conception minière ainsi que la gestion du risque sismique.

Toutefois, établir des liens entre la réponse sismique et les caractéristiques géotechniques du massif rocheux

est complexe, d’autant plus que les informations quant à la géomécanique se présentent sous diverses formes,

telles que des rapports de laboratoire, des observations de terrain, etc. Ces paramètres, affectant le

comportement et donc les réponses séismiques et aséismiques du massif rocheux, sont évalués à plusieurs

moments dans le temps et certaines de ces caractéristiques évoluent spatialement et temporellement au fil de

l’exploitation. Les activités minières remanient les conditions de terrain et l’état de contraintes induites, modifiant

par fait même les propriétés géomécaniques du massif rocheux encaissant. Il est donc important que l’analyse

des évènements sismiques ainsi que des dommages pouvant en découler en lien avec la géologie, la

géomécanique et les opérations prenne en compte l’évolution spatiale et temporelle de l’exploitation et du massif

rocheux.

Le développement d’outils permettant des analyses quantitatives des interactions géologiques, sismiques,

géomécaniques et opérationnelles au sein du massif rocheux améliorerait notre compréhension des réponses

séismiques et aséismiques aux activités minières. Ces analyses permettraient d’appuyer les décisions quant à

la gestion du risque sismique dans un environnement minier complexe sous hautes contraintes. La

caractérisation quantitative des facteurs influençant la séismicité optimiserait les mesures mises en place pour

gérer le risque sismique, telles que la planification minière, la conception du support de terrain et de

renforcement ainsi que la limitation d’exposition de la main-d’œuvre (Hudyma, 2008; Potvin, 2009). Le tout étant

réalisé dans le but d’assurer la sécurité des travailleurs et la rentabilité du projet minier.

2. Problématique

Exploiter en grande profondeur et donc sous hautes contraintes implique la gestion du risque sismique associé

à ces conditions de terrain difficiles. La séismicité est intrinsèquement liée aux caractéristiques géologiques et

géomécaniques du massif rocheux ainsi qu’aux contraintes induites par les opérations minières. Toutefois, les

données existantes liées à ces paramètres sont éparses sur le site minier et sous différents formats. Elles ne

sont ainsi pas utilisées à leur plein potentiel. Le regroupement d’informations opérationnelles, géomécaniques,

géologiques et sismiques en un endroit unique permettrait une meilleure compréhension globale des interactions

de ces facteurs et ainsi une optimisation de l’utilisation de ces données.

3. Objectifs

Ce mémoire a pour objectif général de contribuer à élargir les connaissances et d’améliorer les pratiques en

géomécanique minière dans le contexte de mines profondes actives sismiquement en élaborant un modèle

3

géomécanique global facilement interrogeable intégrant des outils d’analyses quantitatives. Plus précisément,

ce mémoire a pour objectifs de :

Créer une base de données géotechnique globale regroupant des données géomécaniques,

opérationnelles, géologiques et sismiques, référencées dans le temps et dans l’espace

Intégrer cette base de données géotechnique globale sous une plate-forme unique facilement

interrogeable

Développer des outils d’analyses quantitatives spatiales et temporelles intégrés sous la plate-forme

unique regroupant l’ensemble de la base de données géotechnique

Valider et appliquer le modèle géotechnique intégrant l’ensemble des informations à un cas d’étude

o Identifier les principaux facteurs influençant la variabilité spatiale, temporelle et statistique des

propriétés géotechniques, telles que la compétence du roc intact et le degré de fracturation

du massif rocheux

Utiliser les outils développés pour un site miner afin d’améliorer la compréhension du comportement

du massif rocheux, telle que la séismicité, en lien avec les opérations minières et les données

géotechniques

o Définir les facteurs géologiques et opérationnels et les réponses sismiques entraînant des

éjections de roc d’une face d’excavation en développement

o Identifier les zones minières présentant un plus grand potentiel d’éjection de roc d‘une face

d’excavation en développement

4. Méthodologie de recherche

Tout d’abord, le site minier LaRonde, le cas d’étude, est présenté. Ensuite, la méthodologie employée lors du

projet pour collecter, compiler, traiter et analyser l’ensemble des données intégrées sur une plate-forme

géotechnique globale unique est détaillée. L’était initial des données et le traitement nécessaire afin de les

analyser sont décrits. Quelques outils et résultats d’analyse des données géologiques, géomécaniques et

opérationnelles sont présentés. Finalement, l’applicabilité du modèle géotechnique global développé à

l’identification de zones propices à générer des éjections violentes de roc de faces d’excavation en

développement est démontrée.

5. Plan du mémoire

Ce mémoire est composé de quatre chapitres, d’une introduction et d’une conclusion. L’introduction présente le

contexte et les objectifs du projet.

4

Le Chapitre 1 présente la mine LaRonde, le cas d’étude de cette recherche. Les principales caractéristiques

opérationnelles, géologiques et géomécaniques sont décrites. Les principaux enjeux en contrôle de terrain à la

mine sont expliqués.

Le Chapitre 2 présente la méthodologie employée lors de la collecte, de la compilation et de l’analyse de

l’ensemble des données analysées dans le modèle géotechnique intègre développé lors de ce projet. D’abord,

la sélection de la plate-forme sur laquelle la modèle géomécanique est développé est expliqué. Ensuite, la

source et la qualité des données collectées sont détaillées. Les données recueillies sous la responsabilité de

divers départements sont extraites de différents logiciels et se présentent sous des formats très variés.

L’ensemble des données est référencé dans le temps et dans l’espace. L’information amassée couvre la

géologie, les propriétés du massif rocheux obtenues en laboratoire, la réponse du massif rocheux aux activités

minières ainsi que des données reliées aux opérations. De plus, les différentes étapes de traitement et de

manipulation effectuées sur les divers types de données afin de les intégrer sous une seule et même plate-

forme unique sont détaillées. Finalement, le développement des divers outils d’interrogation spatiale et

temporelle ainsi que de génération de statistiques est expliqué.

Le Chapitre 3 est présenté sous la forme d’un article scientifique. Différents types d’analyses pouvant être

effectués avec le modèle géotechnique global développé y sont exposés. Les principaux exemples

introduisent l’analyse de la variabilité des propriétés géomécaniques, tels que la résistance en compression du

roc intact, et l’évolution de la fracturation du massif rocheux. Les facteurs influençant la variabilité spatiale et

temporelle de ces caractéristiques sont identifiés. Différentes études visuelles et statistiques sont également

étudiées et discutées.

Le Chapitre 4 présente l’applicabilité du modèle géotechnique global développé à une analyse préliminaire de

la mine à l’étude pour identifier les réponses sismiques et les propriétés des structures géologiques à grande

échelle influençant les éjections de roc d’une face d’excavation en développement. Les zones minières

davantage à risque d’éjection de roc d’une face d’excavation en développement sont identifiées. Ce chapitre est

présenté sous forme d’article.

Finalement, la conclusion énonce un sommaire exhaustif, une description des limitations du mémoire ainsi

qu’une liste de recommandations de travaux futurs.

6. Conclusion

Le contexte, la problématique et les objectifs du projet ont été définis dans cette section. Ce mémoire démontre

la pertinence d’un modèle géomécanique global développé dans le cadre de cette maîtrise intégrant sur une

plate-forme unique une grande quantité de bases de données minières. Ces bases de données sont constituées

5

d’information quant à la géomécanique, à la géologie, aux opérations minières, à la séismicité et aux dommages

de faces d’excavation en développement.

6

Chapitre 1 : Cas d’étude de la mine LaRonde

1.1 Introduction

Ce chapitre présente quelques aspects importants de la mine LaRonde associés à la géomécanique minière.

Les éléments concernant la localisation, la géologie, les structures, le régime de contraintes, la méthode de

minage et les principaux défis en contrôle de terrain sont présentés.

La mine LaRonde, propriété d’Agnico Eagle Limited, est située en bordure de la route 117 entre Rouyn-Noranda

et Val-D’Or dans la région de l’Abitibi-Témiscamingue (Figure 1.1). Les opérations minières y ont débuté en

1988. Le dépôt de LaRonde est formé de lentilles de sulfures semi-massifs à massifs d’Au-Zn-Ag-Cu-Pb situé

dans la ceinture de roches vertes de l’Abitibi. La fin de la vie de la mine est estimée à 2025 selon les réserves

estimées actuelles.

Figure 1.1: Localisation de la mine LaRonde (www.angicoeagle.com).

Le minerai se situe entre 860 et 3000 mètres sous la surface. Le gisement, actuellement exploité jusqu’à plus

de trois kilomètres sous la surface, demeure ouvert en profondeur. Les zones minéralisées sont illustrées à la

Figure 1.2. Cela en fait la mine la plus profonde des Amériques. La production est de 6000 tonnes par jour par

le puits Penna de 2 250 mètres (Morissette, 2017).

7

La géologie d’un gisement a un rôle majeur lors de la conception minière des excavations et des chantiers ainsi

que du choix de la séquence de minage. En effet, une conception et une séquence optimale tiennent compte

de la variabilité géologique spatiale telle que la présence d’unités de compétence différente et de failles. Ces

éléments ont une influence directe sur la redistribution des contraintes et donc sur la réponse du massif rocheux

au minage. Il est donc essentiel de connaître la géologie générale et structurale du massif rocheux pour

améliorer la conception minière et mieux gérer le risque sismique.

Figure 1.2: Vue longitudinale des zones minéralisées à la mine à la mine LaRonde (Turcotte, 2014).

1.2 Géologie régionale

La mine LaRonde est située dans la ceinture de roches vertes de l’Abitibi, une des régions les plus productives

en or mondialement. Cette ceinture est bordée au sud par la faille Cadillac-Larder Lake, une zone tectonique

d’environ 320 kilomètres très riche en gisement d’or. Le dépôt de LaRonde fait partie du camp minier de Doyon-

Bousquet-LaRonde, un district aurifère majeur situé dans la partie est du Groupe de Blake River (Figure 1.3)

(Mercier-Langevin et al., 2007). Ce Groupe est séparé en deux séquences : la Formation Hébécourt dans le

8

nord et la Formation Bousquet dans le sud. La formation d’Hébercourt est une unité effusive et volcanoclastite

de roches tholéitiques à mafiques. La composition des roches volcaniques de la Formation de Bousquet varie

graduellement de la base (nord) au sommet (sud), passant de tholéitique à calcoalcaline. La Formation de

Bousquet est subdivisée en un membre inférieur et supérieur. Le membre supérieur est un dépôt autoclastique

(écoulement bréchique) recouvert de dômes rhyodacitiques à rhyolitiques et/ou de cryptodômes partiellement

extrusifs et recoupés par des dykes et des sills mafiques (Mercier-Langevin et al. 2007). Le volcanisme mafique

à felsique de la Formation d’Hébécourt ainsi que du membre inférieur de la Formation de Bousquet a formé une

plate-forme sous-marine en extension sur laquelle les roches de composition intermédiaire à felsique du

membre supérieur de la Formation de Bousquet ont pu prendre place par extrusion sous-marine ou en complexe

intrusif dans des environnements peu profonds.

Le secteur présente une déformation régionale majeure, responsable en partie de la présente géométrie du

camp minier Doyon-Bousquet-LaRonde (Mercier-Langevin et al. 2007). Un premier épisode de déformation (D1)

a d’abord causé un plissement régional du Groupe de Blake River (Hubert et al. 1984). Une deuxième

déformation (D2) se superpose à la première et est le principal épisode de déformation dans la région du camp

Doyon-Bousquet-LaRonde (Mercier-Langevin et al. 2007). Celle-ci a créé une schistosité d’orientation est-ouest

à fort pendage vers le sud, qui est responsable des caractéristiques primaires de la plupart des dépôts du camp

minier (Bousquet : Tourigny et al. 1989; Bousquet 2 : Tourigny et al. 1993; Dumagami : Marquis et al. 1990;

Doyon : Savoie et al. 1991). Deux épisodes de métamorphisme affectent le gisement. Le premier est associé à

la déformation principale (D2) et atteint le faciès de schistes verts supérieur – amphibolite inférieure. Le

deuxième est la rétrogradation au faciès des schistes verts.

1.3 Géologie du gisement

Le gisement de la mine LaRonde est un dépôt de sulfures massifs volcanogènes (SMV) riche en Au. Les lentilles

de sulfures semi-massifs à massifs d’Au-Zn-Ag-Cu-Pb sont spatialement associées à de nombreux

assemblages d’altérations métamorphiques développés à la fois dans l’éponte inférieure et supérieure. La

majorité de la production est extraite de la lentille principale, soit la zone 20 (Turcotte, 2014). Elle a une

épaisseur allant jusqu’à 40 mètres localement, une largeur de 500 mètres et une longueur d’au moins 2 300

mètres (Mercier-Langevin et al., 2007). Les autres lentilles sont discontinues et ont une épaisseur variant entre

1 et 5 mètres. Toutes ont un pendage à 70-80° vers le sud. Une section géologique transversale montrant les

principales lentilles du gisement de la mine LaRonde est illustrée à la Figure 1.4.

9

Figure 1.3: Géologie régionale du camp minier Doyon-Bousquet-LaRonde (Galley et Lafrance, 2014).

10

Figure 1.4: Section géologique des zones du chevalement Penna, vue vers l'Ouest (tiré de Mercier-Langevin, 2005).

11

1.3.1 Lithologies

Les infrastructures permanentes de la mine LaRonde sont typiquement développées dans le basalte. La plupart

des galeries de développement et des points de soutirage sont développés dans l’unité de rhyolite/rhyodacite.

Les principales lithologies présentes à la mine LaRonde sont listées dans le Tableau 1.1.

Tableau 1.1: Description des lithologies présentes à la mine LaRonde.

Acronyme Description

V9I / V9A / V9iG Rhyolite - Rhyodacite V6 Andésite V4 Dacite

V9SZ (V9ASZ, V9ISZ, V6SZ) Unité intermédiaire avec 5-30% de sulfures en filonnets V7 Basalte

V9ALPBK Unité felsique altérée contenant possiblement des blocs de lapilli SZ Zone de sulfures semi-massifs (30-70 % de sulfures)

SZM Zone de sulfures massifs (>70% de sulfures) V9AQB Tuf felsique avec yeux de quartz bleu

S3 Wacke

1.3.2 Altérations principales

Toutes les unités présentes à la mine LaRonde ont des zones d’altération locale en séricite. L’altération est de

plus en plus forte à proximité du gisement, du nord vers le sud. Celle-ci dégrade la résistance du massif rocheux

(Mercier-Langevin et Turcotte, 2007). Sous l’horizon 293, soit à 2930 mètres de profondeur, cette altération est

moins présente et laisse place à une silicification du massif rocheux. Cette altération siliceuse est présente sous

forme de rubanement plus ou moins prononcé, tel que présenté à la Figure 1.5. Dans certaines parties de la

mine, plus la roche est silicifiée, plus elle montre un comportement fragile (Karampinos, 2016). Le type et

l’intensité d’altération ont un impact direct sur le comportement mécanique du massif rocheux (Turcotte, 2014).

Figure 1.5: Rubanement plus (gauche) ou moins (droite) prononcé du massif rocheux dû à des variations de l’altération en silice.

12

1.3.3 Structures

Deux échelles de structures sont relevées à la mine LaRonde, soient les structures à grandes échelles,

présentes sur plusieurs niveaux, et les structures mineures, présentes à l’échelle locale seulement.

Les structures majeures comprennent la schistosité régionale ainsi que les couloirs de zones de cisaillement

associés à une des failles principales. Un système de deux failles principales et de plusieurs failles conjuguées

secondaires affecte le massif rocheux.

Une des failles majeures, la faille 700, a une direction de pendage vers le sud avec un pendage de 74°. Un

large couloir de cisaillement constitué de roc de très faible qualité l’accompagne, tel qu’illustré à la Figure 1.6.

Cette faille majeure affecte tous les niveaux de développement. La deuxième faille majeure, la faille 800, est

également orientée Est-Ouest, mais possède un pendage de 85° vers le nord. Cette faille est caractérisée par

une portion argileuse entre les niveaux 259 et 284. La faille devient ensuite discontinue et la portion argileuse

disparait, mais une structure persiste entre les niveaux 284 et 293. Les deux failles majeures se croisent aux

niveaux 281-284. Finalement, diverses failles conjuguées aux failles principales ont été identifiées dans les

excavations de développement avec une direction de pendage vers le nord-est. La Figure 1.7 illustre le système

de failles pour l’ensemble des niveaux de la mine alors que la Figure 1.8 expose une vue rapprochée des

niveaux 259 à 293.

Figure 1.6: Couloir de roc de faible qualité associé à la faille 700 au niveau 281.

13

Figure 1.7: Système de failles identifiées sur l’ensemble des niveaux de la mine LaRonde (Le nord est dans l’axe Y positif).

14

Figure 1.8: Vue rapprochée du système de failles entre les niveaux 259 et 293. Les excavations du niveau 269 seulement sont illustrées, à titre de référence. A) Vue de haut inclinée vers l’Est B) Vue vers l’Est.

La rhyolite/rhyodacite, dans laquelle se trouvent la majorité des galeries de développement, est caractérisée par

une foliation régionale d’espacement centimétrique à décimétrique avec pendage vers le sud à 75-80°, tel

qu’illustré à la Figure 1.9 (Turcotte, 2014; Mercier-Langevin et Turcotte, 2007). Cette foliation est aussi présente

dans le basalte, mais de façon beaucoup moins prononcée (Mercier-Langevin et Turcotte, 2007). À proximité

du gisement, les plans ont un espacement plus serré et sont plus prompts à être associés à une altération en

séricite (Mercier-Langevin et Turcotte, 2007). Karampinos (2016) a évalué un paramètre de rugosité (Jr), tiré de

la classification du NGI du massif rocheux (Barton et al., 1974), équivalent à 1 pour l’ensemble des plans de

foliation à la mine LaRonde. Ainsi, ces plans sont uniformément lisses et planaires, et ce, pour l’ensemble des

lithologies examinées. Un comportement anisotrope du massif rocheux résulte de la présence de la foliation.

Les structures mineures sont des structures présentes à plus petite échelle, soient localement sur un seul niveau

de développement. Elles comprennent les joints et les discontinuités. Ces structures sont d’une intensité

moindre par rapport à la foliation (Karampinos, 2016). L’espacement de la foliation varie de centimètres à

décimètres, alors que l’espacement de joints est à l’échelle de plusieurs mètres (Karampinos, 2016). La

rencontre de ces discontinuités, formant potentiellement des dièdres, est notée et décrite de même que la

présence de veines de quartz. Ces données sont relevées lors de la cartographie des galeries par les

techniciens en géologie structurale lors de la cartographie des excavations de développement.

B) A)

15

Figure 1.9: Foliation d’espacement centimétrique exposée sur les murs, à environ 2000 mètres sous la surface (tiré de Karampinos, 2016).

1.4 Méthode de minage

La mine LaRonde utilise la méthode de minage de chantiers longs trous transversaux pour extraire les lentilles

minéralisées subparallèles. Le minerai est extrait en utilisant une séquence de minage de pyramide montante

et inversée primaire/secondaire, telle qu’illustrée à la Figure 1.10. Un chantier typique a une hauteur de 30

mètres et une largeur de 13,5 mètres lorsqu’il s’agit d’un chantier primaire et de 16,5 mètres pour les chantiers

secondaires (Morissette, 2017). Dans les secteurs sous hautes contraintes, lorsque la largeur du chantier

excède 20 mètres, le chantier primaire est pris en deux blocs pour permettre une redistribution des contraintes

préalablement au minage du deuxième bloc. Aussi, le chantier secondaire est pris en deux blocs si le tonnage

du chantier planifié est supérieur à 45 000 tonnes pour diminuer la dilution et les effondrements de remblai. Les

chantiers sont typiquement remblayés avec du remblai en pâte ou de l’enrochement stérile sec. Un chantier

moyen est approximativement de 20 000 à 40 000 tonnes.

16

Figure 1.10: Séquence de minage utilisée à la mine LaRonde pour une pyramide montante (tiré de Morissette, 2017).

1.5 Contraintes in situ

Les contraintes in situ à la mine LaRonde sont fortement influencées par la faille régionale Cadillac-Larder Lake

orientée est-ouest. Les contraintes principales majeure (𝜎1) et intermédiaire (𝜎2) dans le massif sont toutes

deux subhorizontales alors que la contrainte principale mineure (𝜎3) est verticale. La contrainte principale

majeure est perpendiculaire au gisement, aux failles majeures, aux lithologies et à la foliation affectant le massif

rocheux. Les contraintes principales sont résumées dans le Tableau 1.2.

Tableau 1.2: Modèle de contraintes historique à la mine LaRonde (Morissette, 2017).

Contraintes principales

Orientation Équation

Magnitude

Niveau 218 (2180 m sous

la surface)

Niveau 311 (3110 m sous

la surface)

𝜎1 N-S, subhorizontale 1.62 ∙ 𝜎𝑣 95 MPa 136 MPa

𝜎2 E-W, subhorizontale 1.34 ∙ 𝜎𝑣 79 MPa 113 MPa

𝜎3 = 𝜎𝑣 Verticale 0,027 MPa/m 59 MPa 84 MPa

17

Ces données sont basées sur les mesures réalisées par CANMET (CANMET, 1999) ainsi que celle de Corthésy

et Leite (2006). Les études menées par CANMET ont été réalisées aux niveaux 146 et 150. Corthésy et Leite

(2006) ont réalisé leur analyse suite à des mesures de contraintes qui ont été effectuées dans une galerie de

voie ferrée située au niveau 215 de la mine LaRonde.

1.6 Séismicité

Un évènement sismique est défini par Heal et al. (2005) comme une onde de contraintes résultant d’une

déformation ou d’une rupture localisée du massif rocheux. Historiquement, la majorité des évènements

sismiques à la mine LaRonde a été principalement associée à certaines régions, telles que (Heal et al., 2006;

Turcotte, 2014; Brown, 2016; Morissette, 2017):

- Aux extrémités et au-devant des fronts de minage pyramidaux dans les épontes de chantiers (« stope

abutments »)

- Dans les intersections de développement de l’éponte inférieure où le roc est plus siliceux

- Le long des épontes supérieures de structures géologiques localisées à environ plus de 1760 mètres

de profondeur

- Près des chantiers actifs suivant certains tirs à l’explosif de production

- Dans les piliers horizontaux sous hautes contraintes

En 2007, l’exploitation de trois piliers horizontaux sous hautes contraintes a généré un grand nombre

d’évènements sismiques générant des coups de terrain (Turcotte, 2014). D’ailleurs, la séquence minière a été

modifiée par la suite afin d’éliminer les piliers horizontaux le plus rapidement possible (Brown, 2016). Depuis

2012, une augmentation importante du nombre d’évènements a été observée à la mine LaRonde (Morissette,

2017). Une augmentation de la probabilité d’occurrence des coups de déformation (« strainburst ») a également

été notée (Morissette, 2017).

1.6.1 Système de monitorage

La mine LaRonde possède un système de surveillance sismique depuis 2003. Une des plus grandes mises à

jour du système a été le changement de système de base de Hyperion à Paladin en 2008. Ce changement de

l’analogue au digital a entraîné une plus grande sensibilité du système à capter des évènements de plus grande

fréquence, soit de plus faible magnitude. Le système de monitorage est composé de 99 accéléromètres de

fréquence 50 Hz, incluant 12 senseurs triaxiaux et 87 uniaxiaux, ainsi que sept géophones de 15 Hz, tel

qu’illustré à la Figure 1.11.

18

Figure 1.11: Emplacement des senseurs dans une section longitudinale de gisement de LaRonde : accéléromètres uniaxiaux = cylindres bleus; accéléromètres et géophones triaxiaux = pyramides rouges. A) Vue vers le nord B) Vue vers

l’ouest.

Un système sismique régional, composé de cinq géophones de 4,5 Hz localisés entre deux et quinze kilomètres

de la mine, permet de mieux définir la macroséismicité. La magnitude des évènements sismiques captés par ce

système est notée avec une échelle de Richter.

La magnitude est une mesure de la taille d’un évènement sismique (Hudyma, 2010). La magnitude enregistrée

par les appareils de monitorage situés dans la mine est nommée « magnitude locale ». La relation entre la

magnitude locale et la magnitude Richter peut s’approximer par MRichter = MLocale +1. À la mine LaRonde, des

évènements sismiques de magnitude Richter de plus de 3,0 ont été enregistrés.

1.7 Défis en contrôle de terrain à la mine

La mine LaRonde présente deux défis majeurs quant à la conception et à la gestion des excavations minières :

la convergence extrême des murs et l’occurrence de coups de terrain. Dans les deux cas, la schistosité semble

B) A)

19

un facteur déterminant (Karampinos, 2016; Turcotte, 2014). Le comportement mécanique du massif rocheux

est également influencé par la présence et le degré d’altération (Turcotte, 2014).

1.7.1 Convergence des murs

Potvin et Hadjigeorgiou (2008) ont défini que dans un environnement minier, une convergence est notable

lorsque le déplacement des murs se mesure en dizaines de centimètres pendant la durée de vie prévue du

support de terrain en place. Les conditions de convergence dans une mine de roche dure peuvent être causées

par une variété de mécanismes de rupture, tels qu’un cisaillement complet du massif rocheux et un glissement

accompagné de cisaillement (Aydan et al.,1993). Dans un massif rocheux composé de minces plans, tel que

ceux associés à une foliation importante, un mécanisme de rupture de type flambage peut apparaître sous de

hautes contraintes (Karampinos, 2016). La mine LaRonde fait face aux plus grandes déformations rapportées

à ce jour dans les mines de roches dures (Karampinos, 2016). La convergence totale des murs peut atteindre

2,1 mètres (Hadjigeorgiou et al. 2013). Un exemple typique de convergence extrême à la mine LaRonde est

présenté à la Figure 1.12.

Figure 1.12: Conditions de convergence extrême de murs à la mine LaRonde (tiré de Karampinos, 2016).

Ainsi, les conditions menant à une convergence de murs dans une excavation minière de roches dures sont une

combinaison de contraintes induites élevées et d’un massif rocheux de mauvaise qualité (Potvin et

Hadjigeorgiou, 2008). Mercier-Langevin et Turcotte (2007) indiquent que de grandes déformations peuvent se

20

produire également dans un massif rocheux avec une résistance en compression uniaxiale (UCS) élevée

lorsque les contraintes in situ sont élevées. Mercier-Langevin et Hadjigeorgiou (2011) ont montré l’effet du ratio

entre les contraintes in situ et la résistance du roc intact sur la déformation à la mine LaRonde.

Dans de nombreuses mines profondes et sous hautes contraintes telles que la mine LaRonde, les conditions

de convergence sont contrôlées par l’angle d’interception entre la normale au plan du mur de l’excavation et la

normale au plan de la foliation (Karampinos et al., 2014). Lorsque l’excavation est parallèle à la foliation, le

dommage est plus important. Mercier-Langevin et Wilson (2013) ont démontré que les contraintes sont

redistribuées axialement aux plans de foliation et engendrent une déformation de la roche adjacente. Il y a ainsi

une contraction selon la direction de la contrainte principale majeure et une dilatation dans la direction de la

contrainte principale mineure. La dilatation induit une déflexion des plans de foliation, diminuant le seuil de force

axiale nécessaire au flambage. Lorsque l’angle d’interception est de 90°, le plus grand dommage n’est qu’une

convergence mineure, telle qu’illustrée à la Figure 1.13. Karampinos (2016) a observé qu’une plus grande

déformation est observée là où la fréquence de foliation est plus élevée. La déformation est également plus

grande lorsque l’altération en séricite est plus élevée. De plus, Mercier-Langevin et Hadjigeorgiou (2011) lient

la sévérité de convergence à l’espacement de la foliation (s) et au ratio entre la contrainte principale induite (σ1)

et la résistance en compression du roc intact (σci). Ainsi, la convergence est plus sérieuse lorsque le ratio entre

la contrainte principale majeure et le σci est supérieur à 0,7 et lorsque l’espacement des joints est serré, soit de

moins de 10mm.

Pour mieux contrôler la déformation, l’installation de support de terrain est séquencée : primaire, secondaire et

tertiaire (Karampinos et al., 2016). En effet, la mine LaRonde a observé qu’une installation de support par étapes

permettait une meilleure gestion de la convergence. L’installation primaire comprend l’installation de support de

terrain de boulons à friction aux murs et de boulons scellés à la résine au toit (Karampinos et al., 2016). Des

boulons hybrides, développés par la mine en 2007 (Mercier-Langevin et Turcotte, 2007), sont ensuite installés

aux murs lors d’une seconde passe, qui prend place douze mètres derrière la face de développement d’une

excavation (Karampinos et al., 2016). Un boulon hybride est le résultat de l’insertion d’un boulon scellé à la

résine de 1,9 mètres (diamètre de 22 mm) dans un boulon à friction de deux mètres de long (diamètre de 39

mm) contenant de la résine (Mercier-Langevin et Turcotte, 2007). La troisième étape d’installation de support

de terrain est celle de câbles d’ancrage dans le toit et aux murs au moment de l’exploitation des chantiers

secondaires (Karampinos et al., 2016).

21

Figure 1.13: Indice de convergence du massif rocheux : a) Matrice de contraintes pour prédire les zones de convergence basée sur l'espacement de la foliation; et b) Matrices de convergence pour différents angles d'interception (de

Karampinos, 2016, modifié de Mercier-Langevin et Hadjigeorgiou, 2011).

1.7.2 Coups de terrain

Lors de la rupture et de la déformation d’un massif rocheux générant un évènement sismique, l’onde de choc

peut provoquer l’éjection violente et soudaine de roc, communément nommée un coup de terrain (Kaiser et al.,

1996). Ces coups de terrain peuvent avoir diverses conséquences pour la mine, tels qu’un effet néfaste sur la

sécurité du personnel, un endommagement des excavations et des équipements ainsi qu’une diminution de la

production. La mine LaRonde expérimente des coups de terrain, tel que le montre le rapport de Turcotte (2014).

Entre 1999 et 2013, 61 coups de terrain ont été observés à la mine LaRonde (Turcotte, 2014). Les éjections de

roc n’ont pas déplacé plus de 10 tonnes de roches dans 70% des cas (Turcotte, 2014). Un exemple de coup de

terrain à la mine LaRonde est présenté à la Figure 1.14.

22

Figure 1.14: Excavation de développement de dimensions typiques à la mine LaRonde avant (a) et suite à un coup de

terrain (b) (tiré de Morissette, 2017).

Les paramètres importants influençant les niveaux de dommages suite à un coup de terrain comprennent la

quantité d’énergie relâchée par un évènement, la performance du support de terrain, la localisation de

l’excavation, la géologie locale, la charge sismique antérieure et la distance entre l’évènement et la localisation

du dommage. À la mine LaRonde, le mécanisme de rupture, la localisation et la sévérité des dommages de

coups de terrain sont fortement influencés par la schistosité. En effet, la plupart des éjections de roches sont

relatives à l’anisotropie du massif rocheux liée à la foliation (Turcotte, 2014). D’ailleurs, près de 75% des coups

de terrain se sont produits dans des galeries orientées de 0 à 30° par rapport à la schistosité (Turcotte, 2014).

Cette étude a d’ailleurs permis d’ajouter un facteur lié à l’orientation de l’excavation par rapport aux structures

géologiques à l’équation pour évaluer le potentiel de vulnérabilité d’une excavation en lien avec la séismicité

(Heal et al, 2006). Cet outil pratique permet de mieux évaluer et réduire le risque sismique de coups de terrain

associé aux excavations souterraines. En effet, cette étude a permis d’établir des stratégies proactives quant à

l’installation et à l’amélioration du support de terrain pour certaines excavations où de grands évènements

sismiques se sont produits. Sur le terrain, il est relativement difficile d’identifier la nature d’un évènement (coups

de déformation (« strainburst »), flambage (« buckling »), éclatement de pilier (« pillar burst »), glissement de

failles (« fault-slip »), etc.). À la mine LaRonde, les coups de terrain sont classés en deux catégories par le

département de mécanique des roches visant à refléter le degré d'exposition potentiel du personnel de la mine

pour chaque circonstance. Cela permet de traiter le niveau de risque sismique en conséquence. Les deux

principales catégories sont les coups de terrain se produisant des faces en cours de développement, c’est-à-

dire typiquement associés à des coups de déformation, et des dommages se produisant dans les excavations

supportées non en cours de développement.

a) b)

23

1.8 Conclusion

Ce chapitre a présenté différents éléments importants ayant une influence sur la mécanique des roches à la

mine LaRonde. Ainsi, la géologie a été détaillée en introduisant les principales lithologies et structures affectant

le massif rocheux tel que les failles et la foliation. La méthode et la séquence de minage ainsi que l’état des

contraintes in situ ont été abordés. La magnitude, la localisation et la fréquence des évènements sismiques ont

également été survolées. Finalement, les deux principaux défis liés à la conception et à la gestion des

excavations souterraines soient la convergence des murs et les dommages provoqués par les évènements

sismiques ont été abordés. La quantité d’information disponible à la mine LaRonde est très vaste puisqu’il s’agit

d’un site mature en opération depuis 1988. Toutefois, l’ensemble de ces données sont éparses et non

regroupées sous une base de données commune et intégrée. Ce regroupement et cette intégration

permettraient d’améliorer notre compréhension des phénomènes étudiés.

24

Chapitre 2 : Méthodologie - Base de données

géomécaniques

2.1 Introduction

Les différentes étapes des travaux de développement et de programmation du modèle géotechnique global

intégrant une large base de données afin d’améliorer la gestion du risque en milieu sismiquement actif sont

présentées dans ce chapitre. La totalité des outils présentés dans ce chapitre a été élaborée dans le cadre de

ce projet de maîtrise.

D’abord, la sélection de la plate-forme unique est justifiée. Ensuite, la collecte des données géologiques,

opérationnelles, géomécaniques et autres est décrite. De plus, le traitement qui s’en est suivi afin de les intégrer

sous une seule et même plate-forme est ensuite présenté. Cette intégration se fait via la programmation

d’importation de fichiers au sein de la plate-forme unique. Finalement, la méthodologie employée dans le cadre

de ce projet pour le développement d’outils d’analyses spatiales, temporelles et statistiques est détaillée. La

méthodologie pour la mise à jour et l’utilisation des bases de données intégrées à la plate-forme est présentée

à l’Annexe A.

2.2 Sélection de la plate-forme unique

La sélection de la plate-forme unique utilisée fut basée principalement sur les possibilités offertes par celles sur

le marché quant aux analyses quantitatives et en prenant compte des outils déjà utilisés sur le site de la mine

LaRonde. La plate-forme mXrap (Harris et Wesseloo, 2015) est déjà utilisée sur le site de la mine pour y identifier

les évènements sismiques. Éventuellement, les outils développés dans le cadre de ce mémoire seront appliqués

à la gestion de la séismicité. Il est donc avantageux de considérer un logiciel pouvant traiter les données

sismiques. Le logiciel mXrap (Harris et Wesseloo, 2015) est conçu de façon à ce que l’utilisateur soit en mesure

de programmer facilement de nouveaux outils en JavaScript. Ce logiciel, auparavant nommé MSRAP, a été

créé par le Australian Centre for Geomechanics, localisé à Perth en Australie, afin de faciliter le transfert des

connaissances dans le domaine de la géomécanique minière. Cette facilité d’intégration de nouvelles

applications pouvant être développées soi-même est la principale raison de ce choix de plate-forme. La

programmation d’une nouvelle application, soit d’un modèle géotechnique incluant de nombreuses bases de

données, étant le but premier de ce mémoire, la sélection de la plate-forme mXrap (Harris et Wesseloo, 2015)

est tout indiquée. De plus, la flexibilité de formats de données pouvant être intégrés et la possibilité de

programmer des analyses quantitatives statistiques directement sur mXrap (Harris et Wesseloo, 2015) sans

utiliser d’autres logiciels en parallèle sont des avantages majeurs de la plate-forme.

25

2.3 Collecte des données

Les données incluses dans le modèle se séparent en diverses catégories : données de forages, cartographie

réalisée dans les excavations de développement, surfaces interprétées des grandes structures géologiques,

résultats d’essais géomécaniques de laboratoire, rapports des dommages et séismicité. Les données liées à

l’exploitation sont également incorporées et utilisées dans le modèle. Celles-ci comprennent les informations

concernant la localisation et la date des tirs à l’explosif de développement et de production ainsi que les

excavations en trois dimensions et leur ligne de centre.

2.3.1 Interprétation des carottes de forage

Les rapports d’interprétation des carottes de forage ont été fournis par le département de géologie. Ces rapports

sont réalisés par les géologues dans la cartothèque et saisis dans une base de données géologique. Cette base

de données géologique contient des informations sur les lithologies principales et secondaires, le type et

l’intensité d’altération, le type et le pourcentage de minéralisation, la désignation de qualité de la roche (RQD)

(Deere et Deere, 1988), le type de structures, les textures particulières et le type de veines. Ces informations

peuvent être visualisées telles qu’illustrées à la Figure 2.1.

Figure 2.1: Information extraite de l'interprétation de carottes de forage de la mine LaRonde, telle que la lithologie (vert – V9i; orange – SZ; rouge- SZM; jaune – zone altérée.

Toutes ces informations sont référencées dans l’espace et le temps depuis le début des années 2000, couvrant

ainsi un très large secteur sur une longue période. Chaque type d’information a pu être extrait en format .csv en

différents fichiers d’une plate-forme utilisée principalement en géologie. Chaque fichier comprend le numéro

d’identification du forage, la coordonnée en trois dimensions du point milieu du segment, la longueur du

segment, la profondeur initiale et finale du segment dans le forage ainsi que la direction et le pendage du

segment.

Toutes les informations ont été ajoutées au modèle, mais ne sont pas spécifiquement analysées dans ce

mémoire. Ainsi, seulement quelques exemples d’application du modèle géotechnique développé sont introduits

dans les sections subséquentes.

26

2.3.1.1 Date d’observation

Les dates de début et de fin de forage de chaque forage sont compilées dans la base de données géologique.

La date associée aux données interprétées de ces carottes de forage est celle de la date de fin de forage. Ainsi,

il y a un décalage entre la date de forage exacte du segment et la date associée dans la base de données. Ce

décalage n’a aucun impact quant à l’identification de la lithologie ou des altérations, mais en a un pour la mesure

du RQD. Prenant en considération que des tirs à l’explosif de développement ou de production aient pu avoir

lieu dans le secteur où la carotte a été forée entre la date de forage exacte du segment et la date associée au

segment, soit celle de la fin du forage, ce décalage temporel peut influencer l’interprétation de la mesure du

degré de fracturation de la roche.

Les données de trous de forage comprennent tous les types de forage : ceux d’exploration, de définition et de

délinéation. Ces trous de forage ont été réalisés à différents stades de l’exploitation et à différents espacements.

Les forages d’exploration sont généralement très longs et visent des zones éloignées des excavations. Les

forages de définition débutent dans les épontes distantes des chantiers au début de l’excavation du niveau. Les

forages de délinéation débutent dans les épontes près des chantiers lorsque l’exploitation est assez développée.

Ils sont typiquement les forages les plus courts. Les différents types de forage sont présentés à la Figure 2.2.

Le degré de dispersion temporelle pour un même secteur de ces forages permet d’obtenir la variation des

données, particulièrement celle de fracturation du massif rocheux, à différents moments de l’exploitation minière.

Figure 2.2: Types de forage à la mine LaRonde (a) tous; (b) forage d’exploration; (c) forage de délimitation; (d) forage de

délinéation.

a b c d

27

2.3.1.2 Lithologies

Différents acronymes sont utilisés lors de la description des lithologies des carottes de forage. Il est possible de

se reporter aux tableaux suivants (Tableau 2.1 et Tableau 2.2) pour avoir une description détaillée de chaque

unité géologique utilisée lors de l’interprétation de carottes de forage.

Tableau 2.1: Légende des unités principales cartographiées et description lithologiques à la mine LaRonde (modifié de Mine LaRonde, 2009).

Nord et base stratigraphique

Gro

upe d

e B

lake

Riv

er

Form

ation

d’H

ébécourt

Basaltes et Gabbros

V7 Basalte

Mem

bre

infé

rieur

de la F

orm

ation d

e

Bousq

uet

Essaims de filons-couches felsiques de Bousquet

V9aQB Tuf felsique à yeux de quartz bleus

Unité volcanoclastique de Sphynx

V7 Basalte

Tuf scoriacé de Bousquet

V6 Andésite

Unité Hétérogène de Bousquet

V7

Basalte : altération chlorite + biotite; typiquement veines qtz-feldspath; phénocristaux de feldspath souvent 2 faciès (1 faciès hétérogène; phénocristaux grains plus grossiers; rubanement plus fort et 1 faciès plus homogène à grains plus fins); rubanement verdâtre-brunâtre (biotite) localement rougeâtre (hématisation); souvent grenat rose à l’approche du contact de la zone 7

Mem

bre

infé

rieur

de la F

orm

ation d

e B

ousq

uet Zone 7

Dacite Titanifère de LaRonde

V6 / V9a

Andésite; généralement séricitisée; trace de mica vert (phengite); 0-10% PY-PO; sans métaux de base. Unité gris foncé noirâtre avec teinte rougeâtre; coloration ± pâle; rubanement; craquelé (fines veinules avec injection qtz-carbonate); grenat fréquent; granulométrie fine (plus fine que le V7); rubanement chloritisation + hématisation (rutile) + biotisation; souvent quelques intervalles de sphalérite avec staurotide; zone 7 au nord et 6 au sud (zone la plus intéressante). Quelques intervalles de V9a et V9aSZ

Andésite-Dacite de LaRonde

Filons-couches andésitiques

Dacite-rhyolite de LaRonde

Zone 6

Rhyodacite-rhyolite de LaRonde

V9iG

Tuf intermédiaire à grenats (rhyodacite); vert à gris foncé; altération rubannée chlorite-biotite et silice ± séricite; éponte nord de la 20N Rubanement séricite – qtz (gris pâle) + chlorite – biotite (vert) grenat rose très fréquent; granulométrie fine; grenat progressivement plus abondant à

28

l’approche de la 19 et 20; près du contact zone beaucoup plus altérée (séricite); près du contact de la zone 19 régulièrement quelques stringers de sphalérite

Dôme rhyolitique de LaRonde

V2 / V9iG

Lentille 20N

Rhyolite à phénocristaux de Fp et Qz

V9aQB Tuf felsique à yeux de quartz bleus

Andésite basaltique de LaRonde

V6

Andésite; généralement séricitisée; trace de mica vert (phengite); 0-10% PY-PO; sans métaux de base. Unité gris foncé noirâtre avec teinte rougeâtre; coloration ± pâle; rubanement; craquelé (fines veinules avec injection qtz-carbonate); grenat fréquent; granulométrie fine (plus fine que le V7); rubanement chloritisation + hématisation (rutile) + biotisation

Unité felsique supérieure

V9a LPBK

Unité felsique lessivée; gris pâle; séricitisée et silicifiée; <3% PY disséminés. Variablement dans les épontes nord et sud des zones 20N et 20S, possibilité de lapillis (V9aLPBK)

Lentille 20S

Groupe de Cadillac

S3

Wacke; unité à grains fins de couleur gris moyen à foncé brunâtre généralement homogène. Des feuillets millimétriques de biotite et des porphyroblastes plurimillimétriques de staurotide sont souvent observables

Sud et sommet stratigraphique

Tableau 2.2: Légende d’autres unités cartographiées à la mine LaRonde (modifié de Mine LaRonde, 2009).

Acronymes Description

V9aSZ Unité felsique : gris pâle à moyen; silicifiée et séricitisée; 5-30% sulfures en stringers et disséminés; PY >> CP

SZ Zone de sulfures semi-massifs, 30-70% sulfures, matrice silicifiée et/ou séricitisée (aussi KSZ) PY>SP>CP+GA

SZM Zone de sulfures massifs, 70-100%, solide, en partie recristallisée, PY avec SP>CP-GA interstitielle

QV Veines de quartz S4 Argilite, gris foncé à noir, cherteux et/ou graphiteux

Dans les faits, d’autres variations de ces lithologies se retrouvent dans la base de données, telles que « V9iSZ»,

«V9iLPBK», «V6SZ» et bien autres. Ces variations sont groupées dans les sections subséquentes.

29

2.3.1.3 Désignation de la qualité de la roche (RQD)

Le RQD est une mesure quantitative simple à évaluer et peu coûteuse à obtenir, basée sur la récupération de

carottes de forage exprimée en pourcentage (Figure 2.3), développée par Deere et Miller (1966) et modifiée par

Deere et Deere (1988).

Figure 2.3: Détermination du facteur de la qualité de la roche (RQD), d'après Deere et Deere (1988).

À la mine LaRonde, le RQD est noté pour chaque intervalle de trois mètres. Cette évaluation sommaire visuelle

est réalisée à la fois pour les forages géotechniques et ceux de production. Ainsi, chaque segment de carottes

de forage est associé à une valeur de RQD estimée sur ce segment. Lors de l’analyse de données de RQD, la

longueur des segments a été prise en compte afin de pondérer la valeur mesurée sur sa longueur représentée.

2.3.2 Cartographie des excavations de développement

À la mine LaRonde, des techniciens spécialisés en cartographie structurale parcourent l’ensemble des

excavations minières de production et de développement afin de recueillir de l’information sur la géologie

structurale des toits des galeries. Ainsi, la lithologie, la foliation, l’altération, le degré de fracturation général et

le pendage des différentes structures identifiées dans les galeries sont cartographiées, tels qu’illustrés à la

Figure 2.4.

30

Cette cartographie permet de contrevérifier les informations interprétées de l’observation de carottes de forage.

L’interprétation plus exacte et précise des contacts lithologiques et des failles est le résultat de cette

contrevérification effectuée par les techniciens et les géologues du département de géologie de la mine. Ces

structures géologiques interprétées correspondent à des plans dans l’espace. Ces surfaces interprétées sont

incluses dans le modèle géotechnique.

Figure 2.4: Vue de plan de cartographie structurale des toits des excavations de développement des points de soutirage du niveau 262.

2.3.3 Essais de données géomécaniques

Au fil des ans, plusieurs essais géomécaniques ont été réalisés dans différents secteurs et pour diverses

lithologies de la mine. Des essais de résistance en compression uniaxiale et triaxiale ainsi que des essais de

résistance en tension sont parmi les types d’essais géomécaniques réalisés. La majorité des tests de résistance

en compression uniaxiale ont également permis d’obtenir des mesures de modules de Young et de coefficients

de Poisson des différentes unités lithologiques. Tout d’abord, l’ensemble des rapports géomécaniques ont été

recueillis, sous la forme illustrée à la Figure 2.5.

Pour ce projet, ces essais ont été compilés dans une base de données géomécaniques indiquant le numéro

d’identification du forage, la profondeur de l’échantillon testé dans le trou de forage, l’opérateur, la date de

réalisation des essais et les valeurs résultant du test. Le numéro d’identification de trou de forage et les

31

profondeurs exactes du segment de carotte le long du forage permettent de positionner dans l’espace les

résultats des tests réalisés lorsque les données sont disponibles.

Figure 2.5: Fiche d'observation et de compilation de données relatives à un essai en compression uniaxiale.

32

2.3.4 Données opérationnelles

La considération des données minières opérationnelles est cruciale dans un modèle géotechnique global. Ainsi,

l’évolution, la localisation et la direction des galeries d’excavation de développement ont été intégrées au

modèle.

2.3.4.1 Tirs à l’explosif de développement et de

production

D’abord, la localisation et la date des tirs à l’explosif de développement et de production ont été considérées

dans le modèle géotechnique global. Ceux-ci permettent de voir l’évolution du développement des galeries au

fil du temps. Ces considérations permettent entre autres de lier la dégradation d’un secteur à l’évolution du

développement des excavations. Les coordonnées et les dates des tirs à l’explosif sont entrées manuellement

dans le modèle par les opérateurs à la mine.

2.3.4.2 Orientation des excavations

Les lignes de centre des excavations ont été importées dans le modèle. Ces lignes sont extraites des plans des

excavations du logiciel AutoCAD. Ces données sont particulièrement utiles pour effectuer des classifications

basées sur l’orientation des galeries et des calculs de distances par rapport à une excavation.

2.3.5 Séismicité

L’ensemble des évènements sismiques ont été pris en compte lors de l’élaboration du modèle géotechnique

global. Tel que mentionné précédemment, le choix de la plate-forme utilisée pour le modèle fut grandement

contrôlé par le fait que les évènements sismiques étaient déjà importés sur cette plate-forme. Ainsi, l’analyse

intégrée des éléments géomécaniques nouvellement ajoutés aux évènements sismiques est facilitée.

2.3.6 Coups de déformation

La totalité des données associées aux rapports de dommage dans les excavations en développement,

principalement provenant des faces non supportées, a été incluse dans le modèle géotechnique global. Pour ce

faire, chaque dossier contenant des informations telles que le tonnage déplacé, la localisation du dommage

dans la mine et dans l’excavation précisément, la géologie locale, la dimension de l’excavation endommagée,

etc. a été compilé dans une base de données. Des photos des éjections ainsi que des rapports des travailleurs

furent également lus et vérifiés afin d’en extraire l’information pertinente. Un exemple d’un rapport d’observation

de dommage suite à un évènement sismique est présenté à la Figure 2.6.

33

Figure 2.6: Exemple d'un rapport d'observations de terrain suite à un évènement sismique à la mine LaRonde.

2.4 Traitement des données

Les bases de données collectées ont d’abord été manipulées et traitées afin de pouvoir être intégrées et

interrogées au sein de la plate-forme unique sélectionnée. Cette section explique donc en détail le traitement

des différentes données par l’entremise de programmation sur la plate-forme unique réalisée lors de ce projet.

2.4.1 Interprétation des carottes de forage

Les interprétations des carottes de forages sont séparées en différents fichiers en format .csv, soit un pour le

RQD, un autre pour les lithologies, un supplémentaire pour les altérations et ainsi de suite. La fusion de ces

bases de données était nécessaire afin de mettre en relation les différentes caractéristiques d’un même

segment. Pour intégrer l’ensemble des fichiers en format .csv dans la plate-forme unique, un outil d’importation,

d’unification et d’exportation a été codé en collaboration avec des professionnels de mXrap (Harris et Wesseloo,

2015). Cette étape a permis la création d’un fichier maître contenant l’ensemble de l’information. Cette fusion

des données assure également la création de segments uniques, tous définis par des caractéristiques

différentes. En effet, à chaque fois qu’un type de donnée est différent, un segment est créé. Cela permet à

34

chaque segment d’avoir une valeur propre de lithologie, d’altération, de RQD, etc. Chaque segment unique est

identifié par son numéro d’identification de trou de forage et numéroté par son emplacement le long du trou de

forage. Une nouvelle longueur calculée est également associée à chaque segment.

Connaissant la localisation en X, Y et Z des points milieu des segments contenus dans les bases de données

ainsi que leur direction, leur pendage et leur longueur, il fut possible de situer dans l’espace les données

interprétées des carottes de forage. Il fut également possible de les situer dans le temps, tel que présenté

précédemment avec la date de fin de forage. Cette intégration des données d’interprétation de carottes de

forage sur la plate-forme unique est un élément nouveau apporté par les travaux effectués dans le cadre de ce

mémoire.

2.4.1.1 Lithologies

Une grande quantité de lithologies sont notées à la mine LaRonde. Des variantes de grandes unités lithologiques

existent également. Une méthode de classification pour ces nombreuses variantes d’unités lithologiques a donc

été développée et programmée pour ce projet. L’ensemble des informations a été groupé par code de couleur,

qui peut être définie par l’utilisateur. Ce code de couleur, basé sur les différentes valeurs et données importées,

permet le regroupement des lithologies « brutes » sans modifier les bases de données initialement importées.

Cela est particulièrement important pour les lithologies, mais également pour les assemblages d’altérations

semblables par exemple. Le Tableau 2.3 illustre un exemple de regroupement de lithologies par code de

couleurs définies. Les couleurs utilisées correspondent majoritairement à celles déjà employées sur le site de

la mine afin de garder une homogénéité au sein du site et de faciliter l’interprétation visuelle rapide des données

pour les futurs utilisateurs de ces outils créés.

Tableau 2.3: Regroupement de lithologies importées par code de couleur.

35

Ces regroupements permettent l’assemblage de variations lithologiques listées précédemment au Tableau 2.1

et au Tableau 2.2. Les associations effectuées dans le cadre de ce mémoire sont listées ci-contre :

- Unité intermédiaire avec 5-30% de sulfures en filonets : V9SZ, V9aSZ, V9iSZ, V6SZ, V4SZ et V2SZ

- Rhyolite/Rhyodacite altérée : V9a, V9aLPBK, V9aQB

- Rhyolite/Rhyodacite : V9i et V9iLPBK

- Wacke : S3 et S4

2.4.1.2 Essais géomécaniques

La compilation des essais géomécaniques a également été importée dans le modèle. Son incorporation au

modèle est réalisée suite à l’importation du fichier maître des segments uniques de forage créé. Connaissant le

numéro d’identification du forage et la profondeur dans le trou de l’échantillon testé, il est possible d’associer la

valeur ponctuelle de l’essai à un segment unique en élaborant un code informatique sur la plate-forme unique.

L’ensemble des analyses réalisées sur les essais géomécaniques prennent en compte des résultats ponctuels.

L’association des résultats d’essais géomécaniques aux données d’interprétation géologiques des carottes de

forage permet, en plus de les situer dans l’espace, d’associer les informations telles que la lithologie et le degré

d’altération aux résultats géomécaniques. Il s’agit d’un des avantages importants du modèle développé dans le

cadre des travaux de ce mémoire. Cela a entre autres permis de contrevérifier l’exactitude des lithologies

identifiées dans les rapports des essais géomécaniques.

2.4.2 Orientation des excavations

Les lignes de centre étant importées directement en format .dxf dans la plate-forme unique, leur visualisation

est très aisée. Les lignes de centre ont été élevées de 2,4 mètres de leur position initiale sur le .dxf afin de palier

au fait que ces lignes étaient localisées au plancher des excavations et non en leur centre. Cela fut possible en

modifiant le processus d’importation du fichier dans la plate-forme. Ensuite, un traitement est nécessaire afin de

pouvoir en déduire l’orientation par rapport au Nord et de colorer les segments selon cette valeur. D’abord, la

direction des lignes de centre, correspondant à celles des excavations qu’elles représentent, a été calculée à

partir d’une application informatique développée lors des travaux de ce mémoire. Les points de rencontre entre

les lignes ont dû être dédoublés afin de leur associer le code de couleur approprié. Une vue en plan d’un niveau

montrant les lignes de centres en relation avec les excavations est montrée à la Figure 2.7. L’ensemble des

lignes de centre de la mine est également présenté à la Figure 2.8.

Ce calcul d’orientation des excavations permet d’analyser différentes données pouvant être associées à une

excavation par regroupements en classe d’orientation.

36

Figure 2.7: Vue en plan du niveau 290 montrant les lignes de centres des excavations colorées selon leur orientation (Y

pointant le Nord).

Figure 2.8: Vue longitudinale des lignes de centre des excavations de la mine LaRonde, colorées selon leur orientation

par rapport au Nord (Y pointant le nord).

37

2.4.3 Coups de déformation

Comme mentionné précédemment, de nombreuses données reliées aux coups de terrain furent incluses dans

le modèle géotechnique global développé. D’abord, les informations compilées quant aux dommages, telles que

les tonnes déplacées, la localisation précise du dommage dans la mine et dans l’excavation, la géologie locale,

la dimension de l’excavation endommagée, etc. sont introduites sous forme de tableau.

La localisation des dommages a été validée pour chaque cas. Lorsque l’information disponible est sous forme

de texte, un code numérique a été établi afin de l’introduire graphiquement. C’est le cas par exemple de la

localisation du dommage dans l’excavation. La Figure 2.9 illustre le code numérique associé au dommage

décrivant la localisation spécifique dans l’excavation. Cette numérotation permet un traitement efficace des

données relatives à la hauteur (bas, haut, milieu, tous) et au type d’emplacement (mur, épaulement, toit, face)

du dommage lors des analyses subséquentes en facilitant la programmation. Plusieurs codes numériques

peuvent être associés à un seul dommage.

Figure 2.9: Code de numérotation associée à la localisation du dommage dans une excavation en développement.

Lorsque disponibles, des photos des éjections ainsi que des rapports des travailleurs furent également lus et

vérifiés afin d’en extraire l’information pertinente. D’ailleurs, une programmation réalisée dans le cadre de ce

mémoire permet d’afficher une photo associée au coup de déformation directement sur l’interface de la plate-

forme lorsque le dommage correspondant est coché dans la fenêtre principale, telle qu’illustrée à la Figure 2.10.

38

Figure 2.10: Exemple d'une analyse d'un coup de terrain analysé dans le modèle géotechnique intégré développé.

Ensuite, le développement d’un outil a permis de lier un évènement sismique au dommage. De plus, plusieurs

associations avec les autres éléments intégrés dans le modèle géotechnique global ont été réalisées. Ces

étapes sont détaillées ci-dessous.

2.4.3.1 Association d’un évènement sismique à un coup

de déformation

Chaque coup de déformation inclus dans la base de données a été lié à un évènement sismique ayant

possiblement causé ces dommages. Cette association se fait sur la plate-forme unique intégrant l’ensemble des

bases de données en suivant la méthodologie élaborée lors de ce projet. Les différentes étapes permettant ce

lien sont présentées à la Figure 2.11.

Figure 2.11: Schéma des étapes afin de lier un évènement sismique à un dommage au sein du modèle global développé.

1) Filtrer l'ensemble des évènements

sismiques par date

2) Ordonner les évènements sismiques selon leur distance à la

localisation du dommage

3) Analyse de la magnitude des

évènements

4) Exportation de l'évènement sismique

vers la base de données des dommages

Photo du dommage

sélectionné

Dommage sélectionné

39

Premièrement, la date approximative du dommage est connue. La date reportée du dommage constitue la date

maximale à laquelle le dommage peut avoir été causé. La date minimale correspond à la date à laquelle la

dernière personne passée dans ce secteur n’a observé aucun dommage. Cet intervalle de temps est

relativement restreint pour les cas étudiés. Les évènements sismiques sont filtrés selon cet intervalle de temps

fixé par l’utilisateur, tel qu’illustré à la Figure 2.12.

Figure 2.12: Filtrer les évènements sismiques selon l’intervalle de temps possible durant lequel l'évènement sismique relié au dommage aurait pu avoir lieu.

Deuxièmement, il est possible d’ordonner les évènements sismiques filtrés selon leur distance au dommage

sélectionné, tel qu’illustré au Tableau 2.4. La localisation de ces évènements en relation avec le dommage ainsi

que leur magnitude peut être visualisée en trois dimensions (Figure 2.13).

Troisièmement, il est possible de déterminer quel évènement semble responsable du dommage en analysant à

la fois sa distance au dommage et sa magnitude. Le script de calcul de distance entre le dommage sélectionné

et les évènements sismiques filtrés a été codé lors de ce projet. L’évènement sismique sélectionné est surligné

en bleu dans le Tableau 2.4 et dans la Figure 2.13.

Figure 2.13: Localisation des évènements sismiques (colorés selon leur magnitude locale) possiblement liés au dommage , en regard à leur date d'occurrence. L'évènement identifié responsable du dommage (losange rouge) est

encerclé en bleu.

40

Tableau 2.4: Liste des évènements sismiques possiblement liés au dommage, en regard à leur date d'occurrence, ordonnée selon leur distance au dommage. L'évènement identifié responsable du dommage est surligné en bleu.

Finalement, la dernière étape de la méthodologie établie est d’exporter l’évènement en reportant la date exacte

de l’évènement, qui correspond également au numéro unique d’identification d’un évènement sismique dans la

base de données des dommages. Cette manipulation, possible grâce à une association programmée lors de ce

projet, permet de lier également toutes les informations concernant l’évènement sismique, telles que sa

magnitude, son moment sismique, son énergie sismique, son incertitude de localisation, etc.

Cette association évènement sismique – dommage a également été vérifiée en regard aux analyses conduites

précédemment par la mine. Lorsque possible, la magnitude Richter de l’évènement a été notée dans la base de

données relative aux dommages.

2.4.3.2 Association d’autres propriétés géomécaniques à

un coup de déformation

Ayant situé dans l’espace et dans le temps l’ensemble des éléments des bases de données décrites

précédemment, de nombreuses associations ont pu être réalisées. Le résultat de ces associations sera présenté

au Chapitre 4.

2.5 Développement d’outils d’analyses spatiales, temporelles et

statistiques

Différents outils d’analyses spatiales, temporelles et statistiques ont été développés au sein du modèle

géotechnique global sur la plate-forme unique dans le cadre des travaux liés à ce mémoire. La méthodologie

de quelques outils programmés est décrite plus en détail dans les sections subséquentes.

41

2.5.1 Analyses spatiales

Diverses options mises en place au sein du modèle géotechnique global élaboré s’offrent à l’utilisateur parmi

les outils développés afin d’analyser spatialement les diverses bases de données. Parmi les principaux outils

se trouvent les boîtes de sélection, les rayons autour d’un point dans l’espace, les numéros d’identification de

forage et les distances à une surface ou une ligne. Une brève revue des outils développés est présentée.

2.5.1.1 Boîtes de sélection

Les boîtes de sélection permettent de concentrer l’analyse sur un secteur en particulier de la mine. Ces boîtes

peuvent être nouvellement définie par l’utilisateur, tel que montré à la Figure 2.14. Cette option de boîte de

sélection créée instantanément par l’utilisateur, déjà existante dans mXrap (Harris et Wesseloo, 2015), a été

intégrée aux données nouvellement importées. Cela permet une grande flexibilité spatiale quant aux données

analysées. Ces boîtes peuvent également correspondre à des secteurs déjà délimités auparavant, tels que des

niveaux ou des zones délimitées par des coordonnées X, Y et Z précises (Figure 2.15).

La Figure 2.15 illustre deux boîtes de couleurs différentes. Celles-ci sont deux boîtes de sélection distinctes.

Les données qu’elles contiennent peuvent être analysées en union, soit incluses dans l’analyse si elles sont

contenues dans l’une ou l’autre des boîtes sans dédoubler les données. Seulement les données présentes dans

le volume d’intersection des deux boîtes peuvent également être analysées. De plus, il est possible de comparer

les données présentes dans les deux boîtes.

Figure 2.14: Boîte de sélection définie instantanément par l'utilisateur.

42

Figure 2.15: Boîtes de sélection délimitées par des coordonnées X, Y, et Z précises contenant des données pouvant être unies, intersectées, ou comparées.

2.5.1.2 Point dans l’espace

Les données peuvent être spatialement filtrées par un point défini dans l’espace avec un rayon de recherche,

tous deux définis par l’utilisateur, tel que présenté à la Figure 2.16. Ce point peut également correspondre à la

coordonnée d’un élément déjà existant, tel que la coordonnée d’un tir à l’explosif, d’un évènement sismique ou

encore d’un dommage. Ce filtre de rayon de recherche autour d’un point a été programmé durant les travaux

de ce mémoire.

Figure 2.16: Rayon de recherche autour d’un point.

43

2.5.1.3 Interprétation des carottes de forage

Les bases de données incluses dans le modèle géotechnique peuvent être partiellement filtrées par leur numéro

d’identification de forage. Ce filtre a été codé en extrayant une liste distincte de l’ensemble des numéros

d’identification de forage importés. Il suffit de cocher les forages que l’utilisateur désire analyser, tel qu’illustré à

la Figure 2.17. Par défaut, l’ensemble des trous de forage est coché et donc inclus. Il est également possible

d’exclure des données en début de forage, afin d’exclure les données près des excavations existantes. Il suffit

d’inscrire dans une case affichée à cet effet le nombre de mètres à exclure au début de tous les trous de forage.

Figure 2.17: Extrait de la liste de numéro d'identification des trous de forage importés dans la base de données.

2.5.1.4 Distance par rapport à une ligne ou une surface

Le filtre de distance par rapport à une ligne ou une surface comporte de nombreuses applications pour un

modèle géotechnique. Ce filtre peut s’appliquer à tout fichier de format .dxf importé, tel que les lignes de centre

des excavations, les contacts lithologiques, les failles ou encore les excavations en trois dimensions. Ce type

de filtre est donc crucial pour l’analyse spécifique de la dégradation d’un secteur dû à la présence de failles ou

de rayon d’influence autour d’une excavation, etc. Un filtre de distance par rapport à une distance existait déjà

sur la plate-forme unique. Ce filtre a été appliqué aux différentes bases de données désirées. L’extraction de la

valeur numérique de cette distance a toutefois été développée lors de ce projet.

2.5.2 Analyses temporelles

Des outils d’analyses temporelles ont été inclus au modèle et peuvent être appliqués à l’ensemble des données

nouvellement intégré. L’avancement ne consiste pas au développement d’un filtre de date pour un type de

données, mais bien à l’application de ce type de filtre déjà existant aux nouvelles données intégrées, telle que

les données interprétées des carottes de forages comme les mesures de RQD. Les analyses peuvent être

délimitées par une date minimale, une date maximale ou un intervalle de temps.

Des analyses temporelles relatives sont également réalisables. Par exemple, il est possible d’évaluer les valeurs

de RQD relevées dans le temps selon l’absence ou l’existence d’une excavation dans un certain rayon au

moment du forage de la carotte. Cela permet des mesures de dégradation de secteurs au fil du développement

44

minier par exemple. Ce type de filtre temporel était déjà en place pour les évènements sismiques, mais ne

s’appliquait pas aux autres données.

2.5.3 Analyses statistiques

De nombreux outils d’analyses statistiques ont été développés dans le modèle géotechnique global dans le

cadre de ces travaux de maîtrise. La totalité des outils présentés dans cette section et celles subséquentes sont

des nouveautés sur la plate-forme unique. Ceux-ci permettent des analyses statistiques par tableaux et par

graphiques. L’ensemble des outils statistiques développés n’est pas présenté dans cette section, mais

davantage d’outils le seront lors de l’interprétation des résultats dans les Chapitres 3 et 4.

Les outils développés et utilisés sont différents selon le type de données analysées. Par exemple, il est plus

logique d’analyser des données reliées aux lithologies en groupe ou en classe. En fait, il s’agit du cas de presque

l’ensemble des données non quantitatives (numériques).

Il peut également être intéressant de regrouper les données numériques importées, qu’elles soient ponctuelles

(UCS, tonnage déplacé) ou non ponctuelles (RQD) par classe de valeurs. Cela est possible avec les applications

numériques développées dans le modèle au cours de ce mémoire.

Les outils d’analyses créés permettent l’analyse statistique par classes de divers paramètres tels que des

classes de distance par rapport à une excavation, une faille, etc.; des classes de dates; des classes d’orientation

d’excavations; etc. La largeur des classes est définie par l’utilisateur, tel qu’illustré à la Figure 2.18.

Figure 2.18: Exemples de définition de largeur de classes de paramètres à des fins d'analyse statistique dans le modèle géotechnique.

2.5.3.1 Analyses par tableaux

Les tableaux sont particulièrement utiles pour analyser des statistiques par classes. Il s’agit d’une manière

rapide et efficace de comparer les fréquences, les moyennes, les médianes, les minimums, les maximums, les

45

écarts-types, etc. des données analysées. Un outil d’analyse du type de distributions modélisant le plus

adéquatement la répartition des données a été également développé, accompagné de la valeur du test

Kolmogorov-Smirnov (KS) (Kolmogorov, 1933; Smirnov, 1939). Le test KS compare une distribution théorique

à la distribution observée des données sélectionnées et indique si celles-ci ont la même fonction de répartition.

Ce test peut être effectué pour une variété de distributions. Le test KS a été codé sur la plate-forme pour pouvoir

évaluer les distributions normales, log-normales, uniformes, exponentielles et triangulaires. Les paramètres

propres à chaque distribution sont également calculés et affichés.

Les tableaux sont également primordiaux lors de la comparaison de deux secteurs définis par les boîtes de

sélection présentées précédemment. Ils permettent une comparaison rapide et quantitative des données.

De plus, l’analyse par tableaux est particulièrement utilisée lorsque deux niveaux de classes sont combinés. Par

exemple, il est difficile d’analyser efficacement autrement que par tableaux des données reliées au RQD par

lithologie et par classe de distance par rapport à une surface telle qu’une faille.

2.5.3.2 Analyses graphiques

Divers types de graphiques ont été élaborés dans le modèle géomécanique global. Par exemple, un graphique

de type nuage de points illustre bien la relation d’un paramètre en fonction d’un autre pour une donnée

ponctuelle. Parmi les autres types de graphiques développés se trouvent des diagrammes de boîtes à

moustaches, des histogrammes, des graphiques de densité ou fréquence cumulative, etc. Les applications les

plus pertinentes de ces outils sont présentées aux Chapitres 3 et 4.

2.5.3.3 Sélection des paramètres analysés

Étant donné le grand nombre de paramètres pouvant être analysé dans cette base de données, autant

graphiquement que par tableaux, le développement d’outils de sélection de paramètres flexibles s’imposait. En

fait, le choix de quatre paramètres parmi la liste des paramètres importés à la fois dans les interprétations de

carottes de forages et de résultats des essais géomécaniques est possible, tel qu’illustré au Tableau 2.5.

La sélection de ces paramètres permet d’optimiser la quantité et l’utilisation de graphiques, tableaux et autres

analyses statistiques. Ainsi, l’ensemble des outils développés sont identifiés par les quatre paramètres

sélectionnés. La désignation des appellations des paramètres affichés dans les graphiques, les tableaux et les

vues en trois dimensions est clairement identifiée par association automatique aux sélections. À tout moment

de l’analyse, il est possible de modifier la sélection de ces paramètres et les titres des axes seront

automatiquement changés.

46

Tableau 2.5: Liste de choix des paramètres pouvant être analysés dans le modèle géotechnique global.

2.5.3.3.1 Filtres des paramètres analysés

Les données reliées aux paramètres peuvent être filtrées de deux différentes façons. Cela est possible par la

création d’une liste distincte pour chaque paramètre sélectionné. Le premier type de filtre permet de cocher ou

décocher chaque élément, afin de les inclure ou de les exclure des analyses subséquentes. Ce type de filtre est

particulièrement utile pour des données de type texte, tel que montré à la Tableau 2.6. Ce filtre permet aussi

d’enlever les segments ayant une valeur « nulle », c’est-à-dire n’étant pas définie pour le paramètre sélectionné.

Le deuxième type de filtre s’applique davantage aux données numériques, telles que les résultats des UCS ou

les valeurs de RQD. Le filtre créé permet de spécifier un maximum, un minimum ou une plage de valeur des

paramètres analysés par la suite (Figure 2.19).

47

Tableau 2.6: Table distincte extraite pour chaque paramètre sélectionné dont il est possible de filtrer chaque élément défini.

Figure 2.19: Filtre numérique pouvant être appliqué pour chaque paramètre sélectionné.

48

2.6 Conclusion

Ce chapitre a justifié la sélection de mXrap (Harris et Wesseloo, 2015) en tant que plate-forme unique choisie

pour le développement du modèle global. Les différentes étapes de collection et de traitement des données afin

d’intégrer les différentes bases de données dans la plate-forme unique sont également détaillées. L’intégration

des données s’est faite en réalisant des applications informatiques. Certaines parties ont été élaborées en

collaboration avec les professionnels du Australian Centre for Geomechanics. Finalement, les outils d’analyse

spatiale, temporelle et statistique développés lors des travaux liés au projet de maîtrise ont été présentés. La

méthodologie de la mise à jour des bases de données et de l’utilisation de la plate-forme au site minier est

décrite à l’Annexe A.

49

Chapitre 3 : Article 1 – Development of an

integrated geotechnical database and associated

tools for excavation design in seismically active

underground mines

3.1 Résumé

Cet article présente le développement et l'évaluation d'une base de données géotechnique globale. La base de

données globale intègre des bases de données géomécaniques et géologiques, des données d’opérations

minières et des analyses sismiques couvrant la période janvier 2000 à janvier 2017. La base de données

géotechnique intégrée et les outils associés permettent d'analyser les variations spatiales et temporelles des

paramètres géologiques et géomécaniques du massif rocheux. La résistance en compression uniaxiale (UCS)

a été utilisée pour illustrer l'applicabilité des outils pour étudier les propriétés du roc intact. L'analyse du RQD a

été menée à titre d'exemple d'une étude sur les propriétés structurales du massif rocheux. Le développement

et l'évaluation d'une base de données géotechnique intégrée ont fourni des informations qualitatives et

quantitatives précieuses qui pourront être utilisées pour la conception d'infrastructures minières dans une mine

souterraine sismiquement active.

3.2 Abstract

This paper presents the development and assessment of an integrated geotechnical database for a hard rock,

seismically active, underground mine located in the Abitibi-Témiscamingue mining district in Quebec, Canada.

The integrated geotechnical database incorporates a geomechanical database with mining planning and seismic

analysis. The database was created from the geological and geotechnical information gathered in borehole logs

covering the time period of January 2000 to January 2017. The integrated geotechnical database and associated

tools allow analysis of rock mass property variation in space and in relation to geological and geomechanical

parameters. Two rockmass properties are investigated to illustrate this. The uniaxial compressive strength

(UCS) was used to illustrate the applicability of the tools to investigate intact rock properties. The study of the

major factors influencing UCS examined the impact of boreholes tested, lithologies, depth, Young’s modulus,

and a combination of these categories. Spatial visualization and basic statistical analysis were performed. The

rock mass spatial and temporal degradation was also studied in relation to mining activities in the geotechnical

model. Rock quality designation (RQD) analysis was conducted as an illustrative example of an investigation on

structural rock mass properties. Quantitative and statistical analysis to identify and investigate the major factors

influencing RQD examined drilling dip, distance from a development drift, time evolution and distance to a fault.

50

The development and assessment for an integrated geotechnical database provide valuable visual and

quantitative information for the design of mining infrastructure in a seismically active underground mine.

3.3 Keywords

Geotechnical model, spatial and temporal analyses, quantitative, RQD, UCS,

3.4 Introduction

The challenges posed by the complex geological and geomechanical environment need to be addressed for

sound mine design. Not only does this require good quality data being available, but that the data is integrated

and interpreted in a holistic manner. This is particularly important in deep mines where seismicity plays a critical

role in defining excavation behaviour. Unfortunately, geological, geomechanical, operational, and seismic data

are often available on different software platforms and have incompatible formats. Thus, these databases are

not integrated with each other and can lead to what can be suboptimal mine design. A geotechnical model which

integrates all these available databases enables the development of an analysis tool which can enhance mine

design.

This paper presents the development of a geotechnical database which is fully integrated with the mine planning

and seismic database along with analysis tools that have been developed within the mXrap software platform

(Harris and Wesseloo, 2015). Agnico Eagle’s LaRonde Mine, a 3100 meters deep seismically active mine

located in the Abitibi-Témiscamingue mining district in Quebec, Canada, is used as a case study.

3.5 LaRonde mine

The LaRonde mine is located between Rouyn-Noranda and Val d’Or, in the Abitibi region of northwestern

Quebec, Canada. This Agnico Eagle property is an Au-rich volcanogenic massive sulfide (VMS) world-class

deposit composed of Au-Ag-Cu-Zn lenses. LaRonde’s ore production is around 6000 tonnes per day with current

mining operations down to 3110 meters below the surface. The continuity of the ore body to 3700 meters is

being evaluated as part of the LaRonde 3 project. LaRonde mine operates at great depth and under high stress

conditions. At the end of 2017, mine development was at Level 311, corresponding to 3110 meters below

surface. A longitudinal section of the ore body is illustrated in Figure 3.1.

51

Figure 3.1: Longitudinal section of the LaRonde ore body. (Modified from www.angicoeagle.com).

3.6 Litterature review

Studies have presented geotechnical models that have been developed for underground mines (Hills, 1997;

Heal et al., 2006; Kalenchuk et al., 2008; Penney et al., 2008; Moser et al., 2017).

Hills (1997) reviewed the geotechnical studies of Beaconsfield. His study highlighted the importance of grouping

geological information such as stratigraphy and structural geology as well as geomechanics data such as rock

masses classification, uniaxial compressive strength, and Young’s modulus. Heal et al. (2006) evaluated

rockburst damage potential by an empirical index based on four parameters: stress conditions, ground support

system capacity, excavation span, and influence of geological structures. As the values of the different

52

parameters were calculated, all the raw data in geological lithology or structure were lost in generalization.

Kalenchuk et al. (2008) integrated rock mass block shape characterization and fracture networks to analyse

stability in sub-level cave mine voids, but the model almost exclusively consisted of structural data. Penney et

al. (2008) used geotechnical instrumentation to optimize the mine design and manage seismicity by using the

seismic monitoring system, stress/strain meters, instrumented support elements, and extensometers. The data

from these monitoring systems were not integrated together and were analysed separately. Moser et al. (2017)

determined the rock mass strength, but only for a few stopes and a drift. These assessments were not verified

in the entire mine site.

The reviewed literature illustrates that none of these models used complete datasets comprising available

geological and geomechanical data, or they only analyzed a small part of the mine. The parameters influencing

rock mass behaviour were not related to each other in a single software platform. This is the main goal of the

fully integrated geotechnical model described in this paper. The platform focuses on data visualization and basic

statistical assessments by investigating the most significant relationships between rock mass properties

parameters.

3.7 Database compilation

The data required for the geotechnical database was collected at LaRonde mine and reformatted to be used on

a single software platform. This data includes:

Borehole logging: lithology, alteration types and intensity, RQD, structures, mineralization - style, type

and sulfides percentages -, veins types, and drill date

Laboratory tests realized on core samples: tensile strength, and uniaxial and triaxial compressive strength

Interpreted geological surfaces: alteration corridors, major faults, and lithological contacts

Operational data: blasting information (tonnage, date and time, type) and drift 3D model and centerline

Firstly, the borehole logging has been provided in csv format by the geological department. The different data

information came into separate files and was merged together in mXrap.

Secondly, the results from laboratory tests on core samples were compiled in a unique database from various

reports.

Thirdly, interpreted planes representing lithological contacts, major and minor faults, and a highly weathered

corridor that bleached the rock mass are included in the model. Those surfaces were interpreted by the structural

geologist from core logging and drift mapping.

Fourthly, blasting information and drift 3D models were integrated in the model. Blast information gives the step-

by-step drift development progression in time and space. All the drift development blast location and dates are

53

noted at LaRonde mine since December 2013 and it is possible to know when a drift was excavated. The drift

centerline and 3D model are used to locate the excavation in space and to calculate their orientation and distance

to data such as borehole logging information or lithological contacts.

The development of a geotechnical model in mXrap allows for the visualization of many parameters

simultaneously. A view of the lithology analyzed during core logging and the mine drift is shown in Figure 3.2.

The legend indicates the lithology acronyms which are used at the mine site. The acronym “V9I” is used in the

paper to refer to the lithology named “V9I / V9A / V9iG”, which is LaRonde’s rhyolite-rhyodacite. Table 3.1

summarises the description of each group. As illustrated in Figure 3.2, lithologies have a dip of about 75-80°

towards the South (Turcotte, 2014) which is typical of the Abitibi region.

Figure 3.2: Longitudinal section of the LaRonde mine, illustrating lithology identified by core logging.

54

Table 3.1: Lithology description at LaRonde mine.

Acronym Description

V9I / V9A / V9iG LaRonde’s Rhyolite - Rhyodacite V6 Andesite V4 Dacite

V9SZ (V9ASZ, V9ISZ, V6SZ)

Intermediate unit with 5-30% sulfides in stringer

V7 Basalt V9ALPBK Felsic weathered unit possibly containing lapillis block

SZ Semi-massive sulfide zone (30-70 % sulfide) SZM Massive sulfide zone (>70% sulfide)

V9AQB Blue Quartz Eye Felsic Tuf S3 Wacke

All parameters included in the model can be visualized and assessed in mXrap with the developed tools. In this

paper, only some of the most relevant analyses to support design and seismic management are presented to

demonstrate the value derived from integrated data evaluation in a seismically active deep hard rock

underground mine. All presented analyses are only particular examples of the myriad of possible investigations

that could be generated within the fully integrated geotechnical model and its associated tools.

3.8 Intact rock properties

The integrated geotechnical model allows for the visualization, interrogation and analysis of all data being stored.

Relationships between the various parameters can be assessed.

For example, it is possible to investigate spatial variations or key parameters influencing rock mass properties.

To illustrate that statement, analysis to identify the key parameters influencing UCS of intact rock in the mine is

conducted.

The uniaxial compressive strength is the most common parameter describing intact rock property in rock

engineering. This parameter is used in rock mass classification systems and can be used as an input parameter

in numerical models. Rock engineering often relies on UCS. Nevertheless, average values by lithology are often

used, regardless of sample locations.

UCS values are obtained from laboratory tests performed at outsourced laboratories. Other information about

the sample, such as lithology and location, are obtained from core logging at the mining site. Sample coordinates

(X, Y, and Z) should be tracked for every sample.

Some UCS values for the LaRonde mine are displayed in Figure 3.3. The visualization of the samples in 3D

gives the user an overview of the spatial distribution of laboratory test samples. This will highlight under-

represented areas in the laboratory testing program and provide a spatial context for interpreting variability in

the data.

55

Figure 3.3: UCS values (in MPa) in a Level 290 plan view of the LaRonde mine. North is in the axis Y positive.

In the developed tools, statistical analysis can be performed based on various data groupings to identify critical

parameters on rock mass properties such as UCS. In this paper, UCS is categorized by tested borehole, depth

expressed by mine levels, lithology, sectors (East and West), and combinations of these. UCS relationship with

the rock stiffness, expressed by Young’s modulus, will also be presented.

3.8.1 UCS per borehole ID

The majority of geomechanical tests being carried out on drill core samples make it possible to categorize

laboratory results by boreholes. For a LaRonde example, samples used for UCS tests come from five different

boreholes. The developed tools enable box and whiskers representation of the UCS values distribution for each

borehole ID from which tests results are available (Figure 4.4).

Box plot on Figure 3.4 illustrates that UCS values are similar for boreholes 3290-01, LR-290-008, and

LR290200874 but median values are lower for 3218-01. Data follow a normal distribution for most of the

boreholes.

56

Figure 3.4: Box and whiskers of UCS values for each borehole ID.

3.8.2 UCS per mine level

The developed tools enable the investigation of the spatial variability of rock mass parameters. In this study, the

change in UCS values with increasing depth was assessed by grouping the data per mine level.

Table 3.2 summarizes the number of UCS tests performed from different levels of the mine, namely on Level

218 (17 samples) and around Level 290 (51 samples). Figure 3.5 shows values distribution for those two groups

with a box and whiskers plot. The upper part of the mine (Level 218) includes lower values than the lower levels

(Level 290). In fact, the majority of the data in the two subsets do not overlap, suggesting a more competent

rock mass at greater depths. Table 3.2 summarizes descriptive statistics of the analysis of UCS by depth. The

mean value of UCS is 112 MPa for Level 218; almost half of the value for Level 290, 211 MPa. Determining UCS

variations by mine level can then be helpful in mine design and managing seismic risk. According to Hudyma

and Potvin (2004), there is a good correlation between UCS and seismic hazard. In fact, their worldwide survey

indicates that strong rockmass, defined with UCS higher than 130 MPa, is more prone to seismicity. The fact

that the rock mass is more competent at greater depths suggests that it is more prone to seismicity and to

associated rockburst damage. Broch and Sorheim (1984) showed that, from observations made in a tunnel,

rockbursting such as strainbursting activity increases with increasing strength of rock.

The same approach can be used for other rock mass properties such as the tensile strength, the Young’s

Modulus, or the Poisson’s ratio, which can be studied using the tools and the geotechnical model developed.

57

Figure 3.5: Box and whiskers plot of UCS for levels 218 and 290.

Table 3.2: UCS statistics for levels 218 and 290.

Level Number of samples

Mean (MPa)

Standard Deviation

(MPa)

Median (MPa)

Minimum (MPa)

Maximum (MPa)

218 17 112 32 109 56 188 290 51 211 57 211 103 354

3.8.3 UCS per lithology

UCS are usually analyzed by lithology (Hoek and Brown, 1980). Before integration of all data in the geotechnical

model, ground control engineers had to refer to borehole logging provided by geologists to identify the lithology

corresponding to the core sample analyzed. Developed tools allow quick statistical description of laboratory

results by lithology. Data distributions and box and whiskers plots are presented in Figure 3.6. Table 3.3

summarizes the UCS descriptive statistics results for various lithologies.

Table 3.3: Statistical results for UCS per lithology.

Lithology Number of samples

Mean (MPa)

Standard Deviation

(MPa)

Median (MPa)

Minimum (MPa)

Maximum (MPa)

SZ 6 108 58 83 56 226 SZM 9 161 72 110 88 266 V9I 39 208 55 207 103 328

V9SZ 11 151 38 142 112 241 V7 3 277 55 246 229 354

58

Figure 3.6: Box and whiskers plot of UCS per lithology.

The results for mine wide data indicate that the standard deviation within a lithology varies from 20% (55/277)

for the basalt (V7) up to 54% (58/108) for SZ (Semi-massive sulfide zone). SZM (Massive sulfide zone) also

shows a high variability. UCS distribution for SZM appears to be divided in two groups. The V7 lithology (basalt)

has the highest UCS average (277 MPa). The lithology that has the lowest normalized standard deviation, V7,

is the only one that was analyzed on a single mine level (instead of two mine levels as for the other lithologies).

This suggests that depth is impacting on UCS results within a lithology.

That analysis provides information about variation within a lithology and between lithologies. Such analysis can

be conducted with other geological characteristics, such as alteration type or intensity, on different rock mass

properties.

3.8.4 UCS per lithology and level

The two precedent sections demonstrated that depth and lithology had an influence on the uniaxial compressive

strength of intact rock. The tool developed in the geotechnical model allows for the assessment of data that

simultaneously considers two levels of filtering. An example of UCS data interrogation by lithology and mine

level is conducted to illustrate this analysis method. Results from statistical analysis are summarized in Table

3.4.

59

Table 3.4: UCS statistics per lithology and per level.

Lithology

Level 218 Level 290 Difference

(MPa) # of

samples �̅� ± 𝜎 (MPa)

# of samples

�̅� ± 𝜎 (MPa)

SZ 5 84 ± 27 1 226 (+) 142 SZM 5 100 ± 27 4 236 ± 36 (+) 136 V9I 4 145 ± 25 35 215 ± 53 (+) 70

V9SZ 3 135 ± 13 8 157 ± 43 (+) 21 V7 - - 3 277 ± 55 -

All 17 112 ± 32 51 211 ± 57 (+) 99

As indicated in Table 3.4, the UCS increases on average by 100 MPa when comparing Level 218 and Level 290

for all lithologies. However, Table 4.4 shows that the increase in strength is not constant for all lithologies. The

SZ and SZM both have an increase around 140 MPa. The increase within V9I and V9SZ are respectively 70

MPa and 21 MPa. For the basalt (V7), there is no data in the upper part of the mine, so comparison by level is

not possible.

Integrated databases allow the representation of data distribution in charts, where the data are coloured and

sized by different parameters or categories. In Figure 3.7, the UCS data is grouped and coloured by lithologies,

and the markers are sized by mine levels.

Distributions of UCS per lithology indicate that, for SZ and SZM lithologies, there are two distinct groups of UCS

values. The data from the upper level of V9i overlap the smallest UCS values from the deepest level. There is

no data from the upper level higher than 188 MPa. The two highest values from V9SZ are the ones taken at the

deepest level. A positive correlation between UCS and depth is observed consistently throughout the rock mass

units at LaRonde.

Figure 3.7: UCS distribution per lithology per level.

60

3.8.5 UCS per lithology and per sector

Data analysis can also be performed for chosen volumes, combined or not combined with other levels of filtering.

In this case, UCS data on Level 290 can be split into sectors: West and East, as illustrated in Figure 3.8.

Figure 3.8: Plan view of UCS location on Level 290, coloured by UCS value (MPa). North is in the axis Y positive.

A comparison between the two volumes (West sector and East sector in this case) can be achieved by defining

two selection volumes around the data. The comparison between East and West is only pertinent below 2780

meters, where the West mine development starts.

Previous analyses demonstrated that lithology impacts rock mass properties such as UCS values. An

investigation is then conducted by lithologies and sectors. Descriptive statistical results are summarized in Table

3.5.

Table 3.5: UCS statistics per lithology and per sector for the Level 290.

Lithology

East Sector West sector Difference

(MPa) # of

samples �̅� ± 𝜎 (MPa)

# of samples

�̅� ± 𝜎 (MPa)

SZ - - 1 226 - SZM - - 4 236 ± 36 - V9I 27 224 ± 50 8 186 ± 53 (-) 38

V9SZ 3 193 ± 48 5 134 ± 17 (-) 59 V7 3 277 ± 55 - - -

All 33 226 ± 53 18 185 ± 55 (-) 41

Results from all lithologies demonstrate that there is a general decrease of 41 MPa from the East to the West

and the difference between the mean values from the two sectors are significant. In addition, mean UCS for V9I

61

and V9SZ decrease from the East to the West of around 40 and 60 MPa respectively. For the other lithologies,

data are not available for both sectors.

3.8.6 Relationship between UCS and Young’s modulus

Investigating relationships between different geomechanical rock mass properties can be performed. The UCS

and Young’s modulus (E) are both important mechanical parameters in rock engineering. It is well recognized

that for a specific rock type, UCS and E are correlated. Many authors have established regression models

between the two parameters (Deere and Miller, 1966; Tugrul and Zarif, 1999; Gokceoglu and Zorlu, 2004;

Vásárhelyi, 2005; Shalabi et al., 2007). The simple model proposed by Deere (1968) is probably the most widely

used model in the literature and is expressed as follows:

E = MR UCS (4.1)

Where MR is the "modulus ratio".

Deere (1968) proposed an average MR of 300 with a range of 200-600 for basalt and this is arguably similar to

the lithology found at LaRonde mine. The tool developed in mXrap assesses the relationship between

parameters such as UCS and E (Figure 3.9).

Figure 3.9 presents a moderate linear positive relationship between the uniaxial compressive strength and the

Young’s modulus. The higher the UCS, the higher is the E. The size of the dots also tends to indicate that both

E and UCS increase with depth. Lithologies containing massive sulfides (SZM, SZ, and V9SZ) have the steepest

positive linear relationship. They also have the largest range of Young’s modulus values.

Figure 3.9: Young’s modulus versus UCS, coloured per lithology and sized by the mine level of the samples.

62

3.8.7 Practical implications

The strength of the rock can influence mine seismicity and seismic hazard (Hudyma and Potvin, 2004). As

Young’s Modulus is related to UCS (Deere and Miller, 1966; Tugrul and Zarif, 1999; Gokceoglu and Zorlu, 2004;

Vásárhelyi, 2005; Shalabi et al., 2007), it could also be arguably related to seismicity. The geomechanical

parameters variability assessment in space is a key factor to better interpret seismic event localisation and

related damage, such as rockbursts.

The understanding of variability in intact rock parameters allows for a more accurate definition of input

parameters in numerical stress modellings. These numerical models are used to identify burst-prone grounds

and vulnerable excavations.

The ratio between induced principal stress and the UCS, expressed as σ1/UCS, is the maximum ratio of static

loading to the intact strength of the rock. Heal et al. (2006) refered to that ratio as the Stress Conditions Factor

and incorporated it as a factor in their evaluation of the rockburst damage potential in underground mines. The

higher this factor, the more vulnerable the excavation is to rockburst damage (Potvin, 2009). Investigation by

Morissette et al. (2016) demonstrated that rockbursts are more susceptible to occur where differential stress

levels exceed 0.20 to 0.25 times the UCS. The majority of the rockbursts studied at Creighton Mine occurred

under major principal stresses greater than 0.4 times the UCS of the footwall (Morissette et al., 2016). According

to Martin et al. (1999), this threshold defined high in-situ stresses.

These studies indicate that Young’s Modulus and UCS spatial distribution have numerous practical implications

for mine design.

3.9 Rock mass fracturing

Rock mass fracturing can be measured in different ways and expressed by many parameters. Despite its

limitations, RQD is widely used around the world and has implications in the quantitative rock mass classification

system. The RQD (Deere and Deere, 1988) was developed to describe the degree of fracturing of the rock mass.

Relationship of RQD with fracture frequency has been analyzed in the past by Priest and Hudson (1976), Sen

and Kazi (1984), Zen (1996), and Zhang et al. (2012).

In this paper, RQD is used to represent rock mass fracturing. It was chosen because this parameter was

measured systematically on most drill cores at LaRonde mine. The RQD at LaRonde mine is measured for every

three meters of the core run from Level 269 and deeper. This RQD dataset is very large for mining works below

2690 meters. RQD distributions within the mine are illustrated in Figure 3.10. A longitudinal section of LaRonde

mine presents a low RQD corridor, defined by a concentration of red dots in Figure 3.10. Other sparse low RQD

63

values are observed in the rock mass. Low RQD values can be caused by natural factors such as the presence

of discontinuities or fault proximity (Wibberly et al. 2008; Faulkner et al. 2010; Nguyen et al. 2015). Mining

activities such as blasting and drift excavation also affect the fracturing of the rock mass (Lim and Martin, 2010;

Bradley, 2015; Moser et al. 2017). In addition, the orientation of the sampling line or drilling has a non-negligible

impact on fracture frequency (Priest, 1993).

Figure 3.10: Longitudinal section of the LaRonde mine illustrating RQD values of core logged. North is in the axis Y positive.

64

The analysis tools developed in mXrap allow us to quantify RQD relatively to survey coordinates and relatively

to drillhole orientation. In this paper, distance to excavation sidewalls and major faults are analysed, as well as

RQD depending on drilling dip, to illustrate the usefulness of the geotechnical model and tools. RQD values are

all weighted by their length

3.9.1 RQD and drilling orientation

Drilling core orientation has an impact on fracture frequency (Priest, 1993). That influence is greater as the rock

mass is anisotropic. Zhang et al. (2012) did a summary of the previous studies done on RQD and scanline

orientation. The study demonstrated the RQD variations in different directions by modelling.

Rock mass near LaRonde’s orebody is anisotropic due to strong schistosity dipping of 75-80° to the south and

therefore, drilling direction affects RQD value. Quantification of that influence can be analysed in the fully

integrated model. As illustrated in Figure 3.10, the majority of boreholes have an interception angle with

schistosity of about 90°. Delineation and definition boreholes are drilled almost perpendicular to the orebody,

which allows the geologist to have a better estimation of the ore zone thickness. Unlike definition boreholes,

exploration boreholes have a wider range of drilling orientations.

The borehole data near the exploration drift at Level 215 (Figure 3.11) is investigated to demonstrate how the

developed tools can quantify the influence of drilling dip on RQD values. RQD statistics are calculated for 10°

bins and data distributions are shown in Figure 3.12.

Figure 3.11: Longitudinal section of the LaRonde mine illustrating RQD values of core logged. North is in the axis Y positive.

65

Figure 3.12: Box and Whisker Plot of RQD values per dip bins for data near exploration drift at Level 215. Positive dip is down.

The difference between the lowest and the highest RQD median is roughly 50. The highest RQD median is

oriented [70, 80°[ (down) with a dip direction to the south. These high RQD values are parallel to the schistosity,

which has a dip of 75-80° towards south. The lowest RQD median is orientated [10, 20°[ (down). The second

lowest RQD median is oriented [-20, -10°[ (up), which is perpendicular to the highest RQD median dip and to

the schistosity dip. The two lowest RQD median bins have similar data distributions, e.g. equivalent 25 percentile

and 75 percentile RQD values.

The developed tool demonstrates that drilling dip has a clear influence on RQD values. Furthermore, the results

demonstrated the impact of schistosity on fracture frequency through the orientation of drill cores.

3.10 RQD around development drifts

Fracturing around drifts is influenced by drift development and stress changes, and is referred to as excavation-

disturbed zone (EDZ) (Cai et al., 2001; Cai et al., 2004; Lim and Martin, 2010; Bradley, 2015). Stress path

changes with mining activities and induced stresses magnitude can increase near excavations. This generates

new stress-induced fractures that frequently grow parallel to excavation boundaries (Kaiser et al., 2000). Some

authors have already tried to measure the influence of distance from a drift wall on fracturing through modelling,

RQD determination, and measuring disking spacing (Lim and Martin, 2010; Bradley, 2015; Moser et al. 2017).

For example, Moser et al. (2017) showed a clear two meters around the drift, characterized by low and variable

RQD values. This study was based on seven boreholes at a depth approaching 1000 meters. Lim and Martin

(2010) assessed how disking thickness changes as a function of radial distance from the opening at a depth of

420 meters. Some authors have linked disk spacing to induced stress. Bradley (2015) studied the influence of

mechanical anisotropy on the fracturing behaviour of sedimentary rocks around excavations.

66

A better understanding of fracturing around drift is important in rock engineering. Quantifying that fracturing in

space and time can be challenging. The tools developed in mXrap allows us to analyse RQD by distance to the

excavation and through time, thus providing useful information to manage rock engineering challenges such as

high deformation.

Figure 3.13 shows low RQD values surrounding the drift. Evaluating RQD value by distance-from-borehole-

collar, i.e. distance to sidewall, is presented in the next section.

Figure 3.13: Representation of boreholes coloured by RQD, around a drift segment in mXrap.

3.10.1 RQD vs distance to drifts

Fracturing analysis, using distance-from-borehole-collars, was performed for the 269-293 Horizon on RQD data.

This sector was selected due to high borehole data density and presence of multiple drifts. For analysis, bin

widths of 3 meters were selected to match geologist spacing measurements. Distributions for each bin of

distance-from-borehole-collar are studied in Figure 3.14. There is a clear distinction between distributions of the

three distance bins closer to the borehole collar. This indicates an excavation-induced fractured zone of 9

meters. In addition, distributions demonstrate that RQD increases moving further away from the excavation.

RQD median value for the three closest distance bins from excavation are respectively 16 (0 to 3 meters), 36 (3

to 6 meters), and 52 (6 to 9 meters). RQD medians are similar for the next bins, which stabilize at a median

RQD around 64.

The developed tool clearly demonstrates the rock mass degradation caused by the excavation. That quantitative

data, obtained from the fully integrated geotechnical model, is useful for rock engineering in planning ground

support type or length. This analysis also has implications on the geomechanical modelling. It emphasises the

presence of an induced fracturing zone that should be removed when investigating in-situ fracturing.

67

Figure 3.14: RQD from 0 to 30 meters from borehole collar; 3 meters bins for 269-293 Horizon. Dot lines represent RQD median RQD value.

3.10.2 RQD degradation in time

Previous studies have demonstrated that RQD evolves through time around excavation with mining activities

(Malan, 1999; Sellers and Klerck, 2000; Cai et al., 2001; Cai et al. 2004).

Malan (1999) measured time-dependent deformation in a deep hard rock gold mine in South Africa. The majority

of new fractures appeared during the first five hours after a blast. Sellers and Klerck (2000) also studied

behaviour of the rock surrounding excavation under high confining pressures to provide information on the

formation of fractures around deep level mine tunnels by modelling processes. Cai et al. (2001) characterized

excavation-induced rock mass degradation and damage based on microseismic event monitoring in

underground mines. It provided quantitative information about damage location, extent, and magnitude, as well

as the possible failure progression in the rock mass. Cai et al. (2004) quantified initiation and propagation of

stress-induced crack damage in the rock mass near excavation.

Analysing rock mass degradation over time around underground excavations is challenging as it depends on

many factors. The integrated geotechnical model includes operational blast dates and drilling dates. It is then

possible to follow mining activities and RQD in the sector over time.

It would be possible to analyse the RQD values of the entire 269-293 Horizon through time, but this is a large

volume of rock mass and excavations. To demonstrate the applicability of the tool in determining the degradation

of the rockmass over time, a smaller sector was chosen. A few crosscuts on Level 296 were selected because

of a high density of RQD data collected over the years (between 2013 and 2017). In addition, the drilling

orientation that has an impact on RQD is quite constant in that sector. The sector is illustrated in Figure 3.15.

68

Figure 3.15: Borehole around draw points in the central east sector in Level 296, coloured by drilling end date. North is in the axis Y positive. The studied sector is represented by the grey rectangle.

Nine boreholes, drilled over the years, are included:

• 2014: LR-293-002, LR-293-003

• 2015: LR296201192, LR296201151, LR296201161, LR296201171, LR296201181

• 2016: LR296201131

• 2017: LR296201141

Most of the boreholes were drilled in 2015 when production started. RQD variations in time are analyzed and

summarized in Table 3.6. Table 3.6 quantifies the degradation of RQD over time around these draw points. The

minimal RQD is at its peak value in 2014. No development or production occurred at that time in the sector. The

RQD values in 2014 would represent in-situ rockmass fracturing (average RQD of 76), without mining influences.

Crosscut developments began in April 2015 and continued until 2017. The impact of development is shown by

the average values in 2015 and 2016 (average RQD around 50). The first production blast happened in July

2017. After that, the RQD average decreased further to 23. This demonstrates the mining-induced damage

accumulation. That kind of analysis, performed in the geotechnical model, allows engineers to quantify the

cumulative fracturing process during mining.

Table 3.6: RQD evolution in time from January 2014 to January 2017 of central west crosscuts in Level 296.

Date Number of values RQD

Mean Median Standard deviation Minimum Maximum

2014 49 76 75.3 17.7 20.3 97.7 2015 45 47 46 25.8 0 100 2016 23 55.3 50 25.8 0 94 2017 24 23.3 20.5 23.6 0 88

69

3.10.3 Degradation zone intensification and extent in time

Previous sections presented the identification of the damage zone extension around drifts and the quantitative

analysis of the rock mass degradation in time. Simultaneous investigation of these two characteristics,

corresponding to the degradation in time of the damage zone around drifts, is possible.

For the sector illustrated in Figure 3.15, the extent of damaged zone around drift in time is investigated, as shown

in Figure 3.16.

Figure 3.16: Mean RQD vs distance to borehole collars, collected between January 2012 and January 2017, for central-west draw points on Level 296.

The extent of the fractured zone around the excavation is constant over time, but its intensity increase. RQD

lowers every year for that zone.

Beyond the excavation-induced fractured zone, mean RQD values reach a plateau. While there is variability in

the results, there is no clear degradation in 2015 and 2016, but it is clearly visible and measurable in 2017. This

degradation in 2017 coincides with the first production blast. That suggests that production blasting has an

arguable large impact on rockmass fracturing. Further studies could be conducted to measure and confirm that

influence.

RQD interrogations around development drifts in time and space allow quantification of fracturing intensification,

damaged zone extents, and rock mass degradation in time. All those parameters are useful while performing

rock engineering investigations and to better understand rock mass responses to mining.

70

3.11 RQD around major faults

Numerous surveys have demonstrated that a fault zone may exhibit damage zone (DZ) at different spatial scales

(Wibberly et al. 2009; Faulkner et al. 2010; Nguyen et al. 2015). Nguyen et al. (2015) highlighted the relationship

between fractures and distance to the main fault but also with geology characteristics. An example of Nguyen et

al. (2015) fracture network modelling around the studied fault zone is presented in Figure 3.17.

Figure 3.17: Example of a single realization of the fracture network within the damage zone of the studied fault zones (top) and fracture density (bottom) (from Nguyen et al., 2015).

Quantifying the fracturing around faults in terms of magnitude and distance is challenging in the field on a large

scale. Qualitative studies about fracture damage zones surrounding faults have been presented (McGrath and

Davison, 1995; Shipton and Cowie, 2003; Kim et al., 2004; Berg and Skar, 2005; Cembrano et al., 2005;

Johansen et al., 2005; Cook et al., 2006; from Joussineau and Aydin, 2007; Fossen et al., 2007; Faulkner et al.,

2010). Fracture density typically shows an exponential decrease as a function of the distance from the fault core

for low porosity rocks (Vermilye and Scholz, 1998; Wilson et al., 2003; Mitchell and Faulkner, 2009). That

relationship was linked to the decay of stress away from a fault from fracture mechanics models (Faulkner et al.,

2010). Relating fractures to distance from a fault core becomes more complicated when the fault zone structures

include multiple cores, as illustrated in Figure 3.18. It is difficult to distinguish between subsidiary fault structures

and fault damage zone fractures.

71

Figure 3.18: Typical fault zones (a) shows a single high-strain core surrounded by a fractured damage zone (after Chester and Logan, 1986) and (b) shows multiple cores model, where many strands of high-strain material enclose lenses of

fractured protolith (after Faulkner et al., 2003 and Faulkner et al., 2010).

Inputting borehole data and interpreted fault surfaces in the fully integrated geotechnical model allows the

visualization and measurement of fracturing around those faults. Figure 3.19 presents a portion of an interpreted

fault plane and surrounding RQD values in boreholes. The fully integrated geotechnical model allows the

calculation of RQD values within a distance range to interpreted fault surfaces.

Figure 3.19 illustrates an example of low RQD data around the fault. Low RQD values are also present around

drifts, particularly around drifts oriented parallel to the orebody (E-W).

Figure 3.19: RQD around interpreted fault surfaces, Level 290.

Fault

Distance to fault

72

To focus the analysis on fault-induced and not excavation-induced fracturing, RQD data located in the first 10

meters from the borehole collar are excluded. Mean, 25th percentile, and 75th percentile RQD values from

interpreted fault planes are shown in Figure 3.20.

Figure 3.20: RQD mean (solid line), 25th percentile (lower dashed line), and 75th percentile (upper dashed line) around the interpreted fault planes, 3 meters bins, 269-293 Horizon.

Figure 3.20 demonstrates that distance from faults has an influence on RQD values. A plateau of 65 is reached

at 48 meters away from faults. That value is marginally higher than the mean value more than 10 meters away

from mining drifts identified previously. It is also similar to the mean RQD value for the entire 269-293 Horizon

(60.2 ± 29.8). Another increase in RQD is noted 75 meters away from faults to reach an RQD of 72.

Data in a distance of 0 to 100 meters to any fault surfaces in the 269-293 Horizon is presented in Figure 3.21.

RQD distributions are illustrated by lines representing a bin width of 5 RQD units. For example, the top red line

represents the RQD data in the range [0, 5[ and the bottom green line represents the RQD data in the range of

[95, 100[.

73

Figure 3.21: RQD bins distribution around major faults 269-293 Horizon, 5% RQD bins.

Curvature points are observable between 26 and 34 meters away from faults for the four lower RQD bins,

corresponding to a range of 0 to 20 RQD values. Only 12% of the RQD values in the range of 0 to 5 are located

more than 30 meters away from either side of a fault. In comparison, only 5% of the values in the range of 95 to

100 are located within 30 meters of each side of a fault. Those observations prove that the DZ of faults in 269-

293 Horizon is around 30 meters.

3.11.1 Limitations

This study does not consider directional distances from faults. Directional investigations could indicate if the

fracturing is only due to fault proximity or if mine blasting has an influence. There is no production blasting north

of the fault: all production blasting occurs south. In addition, the majority of the mining development is located

south of the fault. Hence, the data from the north side could be less affected by mining development in

comparison to the south side. Directional fracturing studies would define if there is a disparity between both

sides and quantify it.

3.12 Conclusion

An integrated geotechnical model allows operating seismically-active deep underground mines to have a better

understanding of various rock mass responses to mining by providing useful analysis tools to engineers. The

case study presented was from LaRonde mine, a 3100 meters deep hard rock mine located in North-West

74

Quebec, Canada. The geotechnical model developed includes geological, geomechanical, and operational data

obtained from borehole logging, laboratory tests, 3D structure models, and operational report data. The data

required for the geotechnical database were collected at the mine and reformatted to be used on a single

software platform.

Various tools were developed within the geotechnical model, such as box and whiskers, cumulative density

function plot, basic statistical calculations, and 3D visualization. These have been presented through this paper

to demonstrate their applicability for contributing to mine design. Applications of the tools to analyse rock mass

property variations in space and in relation to other geological and geomechanical parameters, are presented

through examples using UCS values. Other applications to analyse rock mass fracturing in space and time, in

relation to mine activities and geological features, were also presented through RQD investigations. The

conducted analysis allowed the identification of parameters influencing UCS of intact rock at the mine and of the

factors influencing RQD values in a deep hard-rock mine. Quantitative data was obtained for UCS strength

variability by lithologies and depth, fracturing intensity, damaged zone extents, and rock mass degradation over

time. All data obtained from the integrated geotechnical model developed is a path forward for quantitative

engineering design when facing rock mechanics challenges in a seismically-active deep hard-rock underground

mine.

3.13 Acknowledgments

The authors would like to acknowledge the financial support of LaRonde mine, the mXrap Consortium, and the

FRQNT. The amazing collaboration and participation of all the personnel that have been involved in the project

at LaRonde mine is really appreciated.

75

Chapitre 4 : Article 2 –Properties of large-scale

geological features and seismic responses

affecting strainburst potential in deep underground

mines

4.1 Résumé

Cet article présente les résultats d’une analyse préliminaire investiguant les propriétés des caractéristiques

géologiques présentes à grande échelle, le contexte opérationnel de la mine ainsi que les réponses séismiques

et aséismiques générant des coups de déformation. Utilisant la mine LaRonde comme cas d’étude, les

paramètres clés influençant l’occurrence et la sévérité de coups de déformation sont définis. La distance à un

contact géologique et l’orientation de l’excavation par rapport à la foliation et aux contraintes principales

majeures sont des paramètres affectant le potentiel et la sévérité des coups de déformation. Les coups de

déformation analysés sont auto-initiés ou déclenchés par un évènement sismique. Les évènements sismiques

analysés générant des coups de terrain ont des magnitudes locales de -0.7±0.5 en moyenne et sont localisés

entre 3 et 58 mètres du dommage. Finalement, les coups de déformation ont lieu la plupart du temps dans les

cinq jours suivant un dynamitage de développement.

4.2 Abstract

Strainburst refers to local small seismic events generating shallow spalling with violent ejection of fragments in

an active development heading. This rockburst category may affect worker safety and mine productivity. This

paper conducts a preliminary study investigating properties of large-scale geological features, mine operational

context, and both aseismic and seismic responses generating strainbursts. Using the LaRonde mine as a case

study, key parameters influencing strainburst occurrence and severity are defined and highlighted. The distance

to a lithological contact and the orientation of the drift are parameters that affect strainburst potential and severity

at LaRonde. The analysed bursts were seismically triggered or self-initiated. The analysed seismic events

generating strainbursts had a local magnitude of -0.7 ± 0.5 on average and were located between 3 and 58

meters from the damage. Finally, strainbursts mostly occur within five days after a development blast.

4.3 Keywords

Deep mining, Seismicity, Strainburst, Geotechnical Model

76

4.4 Introduction

Mining in deep, hard rock mines poses many challenges for engineers. An increasing engineering challenge

associated with higher stress conditions at great depths is the potential for strainbursts, which can have

considerable adverse effects on mining activities. In this study, strainburst refers to local small seismic events

that generate shallow spalling with violent ejection of fragments in an active mine development heading (Ortlepp,

1997).

Many authors have studied and described strainburst mechanisms (Ortlepp, 1992; Ortlepp and Stacey, 1994;

Kaiser et al., 1996; Kaiser and Cai, 2013). However, strainburst parameters such as time of occurrence and its

link to more remote seismicity are uncertain and not fully understood, leading to difficulties in designing and

implementing risk management strategies. Seismic risk management should rely on all available data at the

mine to help understand rockmass responses to mining. Seismic and aseismic responses to mining are

influenced by many parameters, such as contrasts in rock mass competency and stress conditions, which are

partially controlled by the proximity to large-scale geological features such as faults, lithological contacts, and

foliation. Hence, it is of great importance to characterize geotechnical environments and both seismic and

aseismic responses properly in order to better understand strainburst occurrences.

This paper presents the development of a geotechnical model based on the integration of geological and

geomechanical characterization data along with seismic events. This model provides useful tools for

understanding the rockmass response to mining. More specifically, this paper focuses on determining seismic

parameters and the properties of large-scale geological features that affect strainburst occurrence and severity.

Properties of large-scale geological features refer in this case to the distance from the damage to geological

contacts and faults, and the angle of interception of the damaged drift with the foliation. Analysis of the seismic

sources includes the quantification of the distance from the damage to the linked seismic event, the magnitude

of the linked seismic event, and the time of occurrence of the event in relation to the previous blast in the sector.

The study uses strainburst data from the LaRonde mine, a deep seismically-active hard rock underground mine

located in the mining district of Abitibi-Témiscamingue, in Quebec, Canada. As mining progressed deeper, this

mine experienced an increased frequency of strainbursts, providing a unique opportunity to demonstrate the

applicability and usefulness of the developed methodology.

4.5 Background on strainbursts

Unstable rockmass failure and rockbursting have been studied over the past five decades in numerous papers.

Rockburst classifications were developed by many authors over the years (Ortlepp, 1992; Ortlepp and Stacey,

1994; Kaiser et al., 1996; Kaiser and Cai, 2013). In general, strainbursting is a category of these rockburst

77

classifications. A short literature review is useful for understanding this phenomenon and our current knowledge

about it.

In 1992, Ortlepp defined five mechanisms of damaging rockburst: strainbursting, buckling, pillar or face crush,

shear rupture, and fault-slip. For strainbursting, Ortlepp (1992) stated that the seismic event source mechanism

is superficial spalling with violent ejection of fragments. The definition was later clarified as a violent spalling

resulting from localized superficial stress concentration (Ortlepp and Stacey, 1994). It was established that the

strainbursting is essentially a surface phenomenon involving a low-energy mechanism (Ortlepp and Stacey,

1994). Kaiser et al. (1996) classified rockburst in three categories based on the interpreted damage mechanism:

buckling, ejection, or seismically induced fall of ground. They referred to strainburst for unstable and violent rock

buckling due to fracturing that may or may not be accompanied by ejection. According to Kaiser et al. (1996),

strainbursts are the most common type of damage observed in Canadian mining in burst-prone ground. Blake

and Hedley (2003) added that strainburst is normally associated with the driving of shafts, development

headings, and stope facings. Most, if not all, strainbursts are mining-induced, i.e. the burst is caused by a change

in local stress and /or mine system stiffness due to tunnel advance or stope excavation (Kaiser and Cai, 2013).

These mining activities cause stress concentrations near the excavation walls. Damage is caused when the

stress exceeds the rockmass strength (Kaiser and Cai, 2013). In a strainburst, the energy stored within the rock

surrounding the excavation is a function of the strength of the rock mass near the excavation, the post-peak

stress-strain slope of the failing rockmass, and the local stiffness of the loading system, referred to as the mine

stiffness (Kaiser and Cai, 2013). Li et al. (2017) highlighted the importance of tensile strength in rock mass

damage. They proposed six geomechanical rockburst categories based on abundant geological investigations

and mechanical analyses: tensile cracking and spalling, tensile cracking and toppling, tensile cracking and

sliding, buckling and breaking, tensile shearing and bursting, and arc shearing and bursting.

Notwithstanding the contributions of the authors cited previously, rockburst occurrences and the mechanisms

involved are still not fully understood and cannot be forecasted accurately and reliably. Parameters influencing

rockburst damage, including strainbursts, were identified, but comprehensive qualitative guidelines on

strainburst occurrences calibrated on field observations in a complex underground setting, were not elaborated

on. Parameters influencing strainbursts will be discussed in this paper and compared to the strainburst

occurrence at LaRonde mine.

4.6 LaRonde mine case study

The LaRonde mine is located between Rouyn-Noranda and Val D’Or, in the Abitibi-Témiscamingue region of

northwestern Quebec, Canada. This Agnico Eagle property is an Au-rich volcanogenic massive sulfide (VMS)

world-class deposit composed of Au-Ag-Cu-Zn lenses. The orebody is composed of mineralized lenses that dip

between 70° and 80° towards the south (Turcotte, 2014). A strong regional schistosity parallel to the orebody

78

affects the rockmass behaviour. The foliation has a dip angle of 80° and a spacing between 0.016 m and 0.076

m (Karampinos et al., 2015). The foliation spacing gets tighter closer to the orebody. Some of the permanent

mine infrastructures are in basalt (Turcotte, 2014). However, the main draw points and development drifts are

excavated in a rhyolite/rhyodacite unit. A sericite alteration is locally present in these geological units and

becomes stronger near the orebody (Turcotte, 2014). More than 2930 m below ground surface, this alteration

fades and a silicification of the rockmass takes place. A set of major faults affects the rockmass at LaRonde

mine. The fault system is detailed later in this paper. The mining method at LaRonde is a transverse open stoping

with delayed backfill using an overhand and underhand primary-secondary sequence. The backfill methods

employed are typically paste backfill and rockfill. LaRonde’s ore production is around 6000 tonnes per day, with

current mine development down to 3110 metres below the surface. The amount of seismicity has increased as

mining continues to progress deeper. Karampinos (2016) noted a stress to strength ratio (σ1/σc) greater than

0.70 at LaRonde. Martin et al. (1999) suggested a threshold of 0.40 defines high in-situ stresses and, therefore,

LaRonde mine is mining under very high stress conditions.

The ground control personnel at LaRonde mine reports on all damage and classifies them into two main

categories: damage in active headings undergoing development, i.e., typically strainbursts, and damage in fully

developed and supported mine excavations. This classification aims to reflect the potential degree of exposure

of mine personnel for each circumstance. This allows for the level of seismic risk to be addressed accordingly.

Since 2003, a seismic monitoring system has been installed at LaRonde mine (Turcotte, 2014). A Paladin system

replaced the Hyperion in 2008. This change from analog to digital led to an improvement in system sensitivity.

The system includes 99 accelerometers (50 Hz), including 12 triaxial and 87 uniaxial, and 7 geophones (15Hz),

as shown in Fig. 4.1A.

This paper focusses on the damage occurring in active headings undergoing development as a result from

strainbursting. The compiled database includes 33 strainbursts. The database covers the period between the

beginning of 2013 and the end of 2017. Most of the strainbursts occurred deeper than 2690 m below the surface,

except for two events that occurred at 1760 m below the surface. Fig. 4.1 illustrates strainburst locations over a

longitudinal section of the LaRonde orebody and in relation to seismicity and stopes blasted in the period covered

by the strainburst database. This figure suggests that, at LaRonde, strainbursts have become a more common

occurrence at the deeper mine levels, where, in addition to the stress conditions being higher, the rock mass

was demonstrated to be stiffer and stronger, through increases in UCS and E (Goulet et al., 2018). As shown in

Fig 4.1A, the seismic activity is mainly associated with the progression of mining (269 and 293 overhand and

underhand mining horizons) and the mining of pillars under high stresses in the upper part of the mine (176

pyramid). A large proportion of seismic activity below the 269 Level is induced by development blasts, especially

in the West sector. The comparison of Fig. 4.1A and Fig. 4.1B demonstrates that the location of large events

79

(Fig. 4.1A) corresponds to the location of strainbursts (Fig. 4.1B). Seismic events and strainbursts occurred in

highly stressed grounds.

Figure 4.1: Longitudinal section of the LaRonde orebody A) Sensor location (uniaxial accelerometers = blue cylinders; triaxial accelerometers and geophones = red pyramids) and events of ML>0 between January 2013 and the end of 2017; B) Strainburst location in relation to stopes (black = excavated before 2013; blue = excavated between 2013 and the end

of 2017).

Strainbursts included in the database are presented through time, by sectors, and by displaced tonnage in

Fig. 4.2. Fig. 4.2A shows that strainburst rate has increased over time. The first reported strainburst occurred in

2013 as mining below 2690 m from the surface started. The major increase in early 2016 reflects efforts by the

ground control personnel and mine supervisors in training mine operators to report on strainburst occurrence. In

October 2016, the mine implemented a method of ground-support installation, which aimed to reduce the level

of seismic risk. Fully mechanized bolters operated from a closed cabin became mandatory for installing the first

pass of ground support (#4-gauge mesh and 39 mm diameter friction stabilizers) in the walls and face of

seismically active headings. This approach caused the decrease in the strainburst rate throughout 2017.

Approximately the same number of strainbursts occurred in both the East and West sectors as expressed by

the coloured dots in Fig. 4.2B (red = East sector; blue = West sector). This contrasts with the approximate

number of development blasts in the West sector (1705) and in the East sector (7410) between 2013 and 2018.

The histogram of tonnage displaced for each strainburst (Fig. 4.2B) demonstrates that strainbursts are generally

smaller in the West sector (blue dots) in comparison to the East sector (red dots). The tonnage was approximated

through visual assessments during workplace inspections by ground control personnel, or interpreted from the

A B

80

pictures and measurements reported of the damage. It was impossible to estimate the tonnage moved for three

strainbursts, due to the lack of available information. All strainbursts displaced fewer than 30 tonnes. Half of the

strainbursts (15/30) displaced fewer than 5 tons of material, and 90% (27/30) displaced fewer than 15 tons. This

is in agreement with the work of Blake and Hedley (2003), which indicates that strainburst damage is generally

less than 100 tonnes.

The database contains information provided by the mine and interpreted data from a single platform

integrating geomechanical and geotechnical data, presented by Goulet et al. (2018). The mine provided the

date, time, and location of damage, while information related to blasting, drift orientation and geological features

were interpreted data. Key parameters influencing strainburst occurrences are described in the next section.

Figure 4.2: A) Strainburst distribution in time (x), cumulative number of strainbursts (solid line), and cumulative displaced tonnage (dotted line); B) Strainburst tonnage displaced histogram (red = East sector; blue = West sector).

4.7 Results

In this study, the geotechnical model integrating geological and geomechanical characterization as well as

seismic events is used to provide a preliminary identification of seismic parameters and properties of large-scale

geological features affecting strainburst occurrence and severity. The influence of large-scale geological features

such as fault, lithological contact, and interception angle between drift and foliation are studied in the first section.

The location, the magnitude, and the time period after development blasting of the seismic event linked to the

damage are investigated in the second section. A combined analysis of the aseismic characteristics and the

seismic source is then conducted.

4.7.1 Properties of large-scale geological features

characterizing strainburst locations

Previous studies indicated that rockburst severity and occurrence were influenced by several factors

including rock lithology, strength, brittleness, presence of geological structures such as faults, dykes or joints,

B A

81

rock mass fracturing, etc. (Gay and Jager, 1986; Roberts and Brummer, 1988; Hedley, 1992; Xiao et al., 2016;

Ortlepp and Stacey, 1994; Blake and Hedley, 2003; Hudyma, 2008; Snelling et al., 2013; Dong et al., 2013;

Kaiser and Cai, 2013; He et al., 2015; Glazer, 2016; Morissette et al., 2016). Investigating various properties of

large-scale geological features is a good starting point to conduct a preliminary analysis on the rockmass

parameters affecting strainbursts potential at LaRonde mine.

4.7.1.1 Distance to lithological contact

Several studies demonstrated the importance of stiff structures in strainburst or rockburst spatial distribution

(Gay and Jager, 1986; Roberts and Brummer, 1988; Heal et al., 2005; Hudyma, 2008; Xiao et al., 2016; Kaiser

and Cai, 2013; Glazer, 2016). Seismic events and rockburst were occurring for stopes that traversed dykes (Gay

and Jager, 1986; Roberts and Brummer, 1988; Morissette et al., 2017). There is no prevalent dyke in the vicinity

of the LaRonde orebody and mine development. However, there are multiple lithological contacts between units

of different stiffness. At LaRonde mine, Heal et al. (2005) established that stiff structures corresponding to bands

of more siliceous rock generated significant levels of seismicity. Table 4.1 summarizes the main lithologies at

LaRonde mine. The distinction between V9A and V9I is the alteration type and intensity. In the present study,

strainburst occurrence is investigated in relation to its distance to the closest lithological contact, as presented

in Fig. 4.3

Table 4.1: Lithology Description at LaRonde Mine.

Acronym Description

V9I / V9A / V9iG LaRonde’s Rhyolite - Rhyodacite

V6 Andesite

V4 Dacite

V9SZ (V9ASZ, V9ISZ, V6SZ) Intermediate unit with 5-30% sulfides in stringer

V7 Basalt

V9ALPBK Felsic weathered unit possibly containing lapillis block

SZ Semi-massive sulfide zone (30-70 % sulfide)

SZM Massive sulfide zone (>70% sulfide)

V9AQB Blue Quartz Eye Felsic Tuf

S3 Wacke

Fig. 4.3A illustrates the strong relationship between lithological contacts and strainburst distribution in the West

sector. Fig. 4.3B demonstrates that the strainburst frequency is higher closer to lithological contacts for the entire

mine. The average strainburst distance to a lithological contact is 19 ± 23 meters, ranges from 0.2 meters to

66.6 meters, although, 27% of strainbursts occurs within 5 meters from lithological contacts and this percentage

increases to 60% within 10 meters. Within that 10 m radius, around 70% of the total cumulative tonnage

displaced occurred. More than 90% of the cumulative tonnage of all the strainbursts were contained within a

radius of 25 meters to any lithological contacts. Fig. 4.3C indicates that strainbursts causing more than 10 tonnes

in displaced tonnage are located within 25 meters from lithological contacts. Therefore, strainbursts displacing

82

higher tonnage are closer to a lithological contact. However, the median tonnage displaced within 10 meters

remains 5 tonnes. The distance of influence for lithological contacts at LaRonde is comparable to the distance

of 30 meters identified by Glazer (2016) to describe a zone of higher seismicity between rock faces and dykes.

Analyses also revealed that some lithological contacts are far more reactive than others are, as compiled in

Table 4.2. The predominance of strainbursts near some type of lithological contacts could be explained by

contrasts in properties of the adjoining geological units. The contrast in deformation related to variations of

rockmass stiffness is a typical seismic source in mines as described by Hudyma et al. (2003). When the

rockmass has different deformation rate, it stores energy and becomes burst-prone (Hudyma, 2008). Conducted

analysis clearly demonstrates the influence of distance to lithological contact on strainbursts occurrence and

severity at LaRonde.

Figure 4.3: A) Cross section of West sector illustrating strainbursts by tonnage (size and color) and lithological contacts (marron = mineralized zone; green = V9a; host rock = V9i) B) Strainburst frequency (diamonds) and cumulative tonnage (solid line) by distance bins to the closest lithological contact; C) Displaced tonnage by bins of strainburst distance to the

closest lithological contact.

B

A

C

83

Table 4.2: Number of strainbursts associated to its closest lithological contact.

Lithological Contact Number of strainbursts % of Strainburst

V9I / V9A 31 94 % V9I / Mineralized zone 1 2 %

V9I / V6 1 2 %

4.7.1.2 Distance to faults

The impact of geological structures such as faults, discontinuities, and joints have been well documented and

studied. It is recognized that deep underground openings are more burst-prone in the proximity of faults, dykes,

or joints (Hedley, 1992; Blake and Hedley, 2003; Hudyma, 2008; Snelling et al., 2013; Dong et al., 2013; He et

al., 2015; Morissette et al., 2016). Blake and Hedley (2003) found that strainbursts are generally controlled or

limited by an obvious structure. The data compilation made by Morissette et al. (2016) demonstrated that the

probability of facing rockbursts was considerable within 15 m from large-scale geological structures such as

faults.

As stated earlier, the LaRonde mine is affected by a complex fault system, composed of two main faults and

conjugated faults. The major fault, the 700-fault, has a south dip direction with a dip of 74° and is associated

with a large corridor of low RQD. The fault intersects all development levels. A second important fault, the 800-

fault, is also oriented east–west, but with a dip of 85° north. The 800-fault was identified close to mining

development from 259 Level to 284 Level. The 800-fault is characterized by a continuous muddy portion between

these levels and becomes discontinuous at depths below the 284 Level. Below 284 Level, the muddy portion

disappears but a structure remains until Level 293. The 700-fault and the 800-fault intersect around the 281 and

284 Levels. Several conjugated faults were identified with a north–east dip direction. The fault system is

illustrated in Figs. 4.4A and 4.4B. Fig. 4.4A illustrates a longitudinal section of the mine with the two main sub-

vertical faults and the strainburst locations, while Fig. 4.4B is a plan view section illustrating the relationship

between the main faults and a conjugated fault. Strainbursts are mostly located south of the main faults, between

the fractured zone induced by the faults and the orebody. Fig. 4.4C presents strainbursts occurrence and

displaced tonnage with distance to the closest fault. Cumulative tonnage is defined by a quite constant rate.

These results indicate that there is no clear correlation between fault proximity and displaced tonnage or

strainburst event occurrence. Fault proximity is thus not an indicator of strainburst potential at LaRonde mine.

84

Figure 4.4: A) Cross section of LaRonde illustrating strainbursts locations (diamonds) in relation to major faults and the orebody B) Plan view of 269 Level illustrating the two main faults and a conjugated fault C) Strainburst distribution and

cumulative tonnage versus the distance to the closest fault.

4.7.1.3 Interception angle between damaged drift and

foliation

The relationship between the intensity of wall convergence and the angle of interception between drift and

foliation was well documented at LaRonde mine and neighbouring mines (Mercier-Langevin and Wilson, 2013;

Turcotte, 2014; Karampinos, 2016). Studies demonstrated that there was little evidence of squeezing when the

foliation was perpendicular to the drift orientation, relatively more severe at 45°, and extreme when the foliation

was parallel to the drift. Turcotte (2014) also highlighted the importance of drift direction at LaRonde for

rockbursting. Therefore, it is important to investigate strainbursts occurrence in relation to the angle of

interception between foliation and drift. Fig. 4.5 presents strainbursts occurrence and severity in relation to drift

direction. A drift direction of 90° corresponds to an excavation parallel to the orebody and the foliation, which

are oriented east–west.

A B

C

85

Figure 4.5: Strainburst occurrence by drift direction coloured by the location of damage in the drift A) Histogram per drift direction bins B) Tonnage displaced by strainburst (diamond) and cumulative tonnage (solid line) by drift direction bins.

A histogram of strainburst by drift direction bins is illustrated in Fig. 4.5A. Fig. 4.5A demonstrated that strainbursts

are more likely to occur in drifts sub-parallel to the foliation (direction of 90°). In fact, almost half of the strainburst

reported occurred in drifts oriented 90° North. In addition, Fig. 4.5B demonstrates that strainbursts occurring in

drifts sub-parallel to foliation displaced more tonnage than in other directions. The two strainbursts that displaced

most tonnage took place in a drift parallel to the foliation. All the damage of more than 6 tonnes displaced is in

the range of 67° to 87° North oriented excavation. About 80% of the damage is located in that range of drift

direction. This investigation indicates the major role of the angle of interception between the development drift

and the foliation in relation to strainburst-prone ground.

The analysis of the damage location, whether it is on the face, on the walls, on the shoulders or a combination

of these, allows a better understanding of strainbursting mechanisms. This is even more important in a foliated

rockmass. The different damage locations are expressed in Fig. 4.5. Figs. 4.5A and 4.5B highlight the variability

in displaced tonnage by strainbursts on various regions of the drift and for different drift orientations.

Figs. 4.5A and 4.5B demonstrate that damage in walls occurred in all drift direction. Damage occurred 9% of the

time from the walls only and 12% from the face-and-walls. The displaced tonnage for these damage locations

was the highest observed for all drift directions, apart from one observation.

When the drift is parallel to foliation, the freshly mined walls expose the planes of schistosity, and as a result,

the resistance of the rockmass is reduced due to a reduction in confinement. Turcotte (2014) explained that

when energy is released from an event, the deformation wave induces a failure in the rockmass similar to

buckling, except in this case, failure is essentially instantaneous. The propagation of failure further in the

rockmass would explain the high tonnage involved when the rock is ejected from the walls.

A B

86

Fig. 4.5A also shows that the face is the most common damage location, corresponding to 52% of the cases, in

addition to another 12% when damage comes from both face-and-walls. Damage in the face happened in all

drift directions, but mostly in drifts parallel to foliation, where schistosity planes are under high confinement since

there is no freedom to deform and there is a high stress concentration associated with developments

perpendicular to the major principal stress. The maximum damage associated with this scenario is 28 tonnes,

as illustrated in Fig. 4.5B. Tonnage distribution for damage from the face covers the largest range.

In a quarter (27%) of the studied cases, rock was ejected from the drift’s shoulders. Rock ejections from the drift

shoulder only occur in the drift parallel (± 37°) to foliation (Fig. 4.5B). Two-thirds of strainbursting in the drift

shoulders are parallel (±10°) to foliation. For the damage occuring in the drift’s shoulders, the displaced tonnage

is ranging from 2 to 12 tonnes, with an average of (5.4 ± 3.6) tonnes.

The rock ejected during strainbursting is thus mostly ejected from the face and from the shoulders.

4.7.2 Strainburst seismic source

Strainbursts are sudden and violent failures near excavation caused by a change in local stress near the

excavation (Kaiser and Cai, 2013). The seismic source and damage is believed to be colocated (Kaiser and Cai,

2013). For each strainburst in the database, a seismic event recorded by the seismic monitoring system was

linked to the damage. This association was established by the mine ground control personnel. Several analyses

can be done between the seismic event that is most-likely responsible for the damage and the damage itself.

The relationships between damage (occurrence and severity) and the seismic event (location, magnitude, and

time difference to blasting) are investigated in this section. The influence of development blasting on strainbursts

timing is also analysed. All the analyses are possible within the integrated geotechnical model developed by

Goulet et al. (2018).

4.7.2.1 Seismic event: location and magnitude

Some authors looked at the typical distance between the seismic event and the damage (Ortlepp, 1992; Ortlepp

and Stacey, 1994; Heal et al., 2005; Morissette et al., 2014). Previous studies also investigated different ranges

of expected magnitude of the seismic event source for strainbursting (Ortlepp, 1992; Kaiser et al., 1996; Blake

and Hedley, 2003; Heal et al., 2005). The relationship between seismic events and damage is complex. Kaiser

and Cai (2013) proposed three types of strainbursts based on different event-damage relationships. At LaRonde,

the closest, relatively large, event from the damage was usually assumed to be responsible for the damage. Fig.

4.6 presents relationships between the event-damage distance, severity of the damage and event source

parameters for strainbursts in the LaRonde database.

87

Figure 4.6: A) Strainburst occurrence histogram versus distance from event to damage with cumulative number of strainburst (solid line) and cumulative tonnage displaced (dotted line) B) Tonnage vs distance event-damage box and

whisker (coloured by event MLocal).

Fig. 4.6A presents a histogram of strainburst occurrence in relation to the distance between events and damage.

The cumulative tonnage and frequency of strainbursts are also shown. The figure illustrates that the seismic

event linked to the damage tends to be close to the strainburst location. For LaRonde mine, around 75% of the

events linked to damage were identified within 25 meters of the damage, distances are ranging from 3 to 58 m.

The mean and the median distance are 21 m and 18 m with a standard deviation of 12 m. It is important to take

in consideration the seismic event location error, which is approximately 10 m, depending on the area coverage.

The distance range event-damage delimited for LaRonde strainbursts are similar to those identified by Heal et

al. (2005) and Morissette et al. (2014). Half of the strainbursts are in the distance range identified by Ortlepp and

Stacey (1994). Heal et al. (2005) calculated an average distance between damaged locations from the source

or hypocentre of the events of 13.4 m, with data ranging from 5 to 70 m for rockbursts. Around 90% of strainbursts

events studied by Morissette et al. (2014) were located within 55 m from the damage. According to Ortlepp and

Stacey (1994), strainbursting is most likely to occur from half a diameter to three diameters behind the active

face, which would correspond to 2.5 to 15 m at LaRonde, but strainbursting may also occur in the face itself.

Kaiser and Cai (2013) defined strainbursts in two main categories: self-initiated and seismically-triggered. Kaiser

and Cai (2013) identified a strainburst as self-initiated when the damage and the related seismic event are

colocated. At that moment, the damage is exclusively related to energy stored near the excavation. Taking into

account the location error, around half of the damage location, and the seismic events are arguably colocated

according to Fig. 4.6A. Thus, around half of the strainbursts at LaRonde would be self-initiated. Conversely, if

the seismic event and the damage are not colocated, Kaiser and Cai (2013) defined the strainburst as

seismically-triggered. In such case, a remote seismic event triggers the burst and the damage is only vaguely

or unrelated to the dynamic stress change or the energy of the triggered event. According to this classification,

around half the strainbursts at LaRonde are seismically-triggered, as the seismic event and the damage are not

A B

88

colocated. Kaiser and Cai (2013) argued that seismically-triggered strainbursts can also be strongly influenced

by the energy radiated from the remote seismic source. Then, the burst is called a seismically-triggered,

dynamically-loaded strainburst. In this last case, the damage is also related to the dynamic stress change caused

by the triggered event. The damage is then magnified by the seismic event, adding energy and causing additional

damage. The impact of events on the energy can be assessed by investigating the severity of damage in relation

to the seismic event magnitude and the distance to damage. Fig. 4.6A illustrates that most of the tonnage

displaced occurs when the distance between the damage and the seismic event is small, i.e. colocated. This

arguably means that strainbursts are not mainly seismically-triggered dynamically-loaded. Around 60% of the

cumulative damage occurred within an event-damage distance of 18 meters.

Fig. 4.6A only shows the global picture of displaced tonnage. Fig. 4.6B presents the tonnage distribution per

five-meters bins’ distance between seismic events and damage for all strainburst cases. Severity of damage is

associated with either the event-damage distance or the event’s local magnitude in Fig. 4.6B. Fig. 4.6B indicates

no clear correlation between the distance between seismic sources and damage. Morissette et al. (2014) found

similar conclusions for the strainbursts studied. More than 80% (27/33) of the events are ranging from MLocal -1

to 0. Only two bursts are linked to events MLocal> 0, while four bursts are associated with event MLocal <0. The

local magnitude of the seismic event associated with the strainbursts ranges from 0.19 to -1.96, with an average,

a median, and a standard deviation of -0.66, -0.61, and 0.47 respectively. The events’ magnitude associated

with strainbursts at the LaRonde mine are in the range identified by Ortlepp (1992) and Blake and Hedley (2003).

Ortlepp (1992) fixed ranges of expected magnitude of the seismic event source for strainbursting between

Richter magnitudes -0.2 to 0. Blake and Hedley (2003) showed that seismic events generating strainbursts were

less than magnitude 2.

4.7.2.2 Seismic event: time period after blast

As stated earlier, the strainbursts contained in the database occurred in active ongoing development headings,

i.e. a relatively short time period has passed since the last development blast in the heading. As explained by

Blake and Hedley (2003), the rock ahead of the advancing face or heading is unable to adjust to the immediate

stress increase produced by the blast, and small-scale failures such as strainbursts thus occur. Of the 33

strainbursts, 30 bursts were linked to a development blast. The link established automatically by fixing a search

radius of 30 m and a maximum time period before damage. Some results of this association are shown in Fig.

4.7A. The time differences between the blast and the strainbursts are presented in Fig. 4.7B. Fig. 4.7B

demonstrates that 60% of the strainbursts occurred within three days after the blast, 80% within five days and

100% within 14 days for the strainbursts that could be clearly linked to a development blast (30/33). In addition,

Fig. 4.7B indicates that the strainbursts displacing higher tonnage happened mostly within three days after the

development blast. Only three strainbursts displacing more than 6 tonnes occurred three or more days after the

89

development blast (3/10). Analyses of the relationship between blasting, strainburst damage and the seismic

event generating it, allowed the identification of the time period that shows more potential for strainbursting at

LaRonde mine. This analysis helps to understand if the damage is directly due to stress redistribution after

blasting or due to another local stress disturbance.

Figure 4.7: A) Plan view of 293 Level of the last development blast before damage -within a 30 meters radius around the

damage - that was linked to the strainburst (blasts = stars; strainbursts = diamonds) B) Strainbursts cumulative count with time difference to last blast coloured by tonnage.

4.7.3 Combined analysis of rockmass properties and seismic

source

Previous sections illustrated the complexity of understanding strainburst occurrence and severity. Many

parameters affect strainburst potential, either aseismic characteristics, such as properties of large-scale

geological features, or seismic response characteristics. A combined analysis of both types of these parameters

provides other means to better understand strainburst source mechanism.

Fig. 4.8 presents a scatter plot of the damage-to-closest-lithological-contact distance and the event-damage

distance. It indicates that all the damage farther than 30 m away from the seismic source and earlier identified

as seismically triggered strainbursts in section 4.7.2.1, occurred within 12 m of a lithological contact. These

strainbursts are highlighted in a yellow rectangle in Fig. 4.8. This supports the conclusions of Kaiser and Cai

(2013) that the damage is controlled by geological structures particularly in seismically triggered falls of ground.

Fig. 4.8 also illustrates that the highest magnitude events are located in that same region of the graph. This

combined analyse show the complex interaction between the rockmass properties characterizing strainburst

location and seismic responses leading to damage.

A B

90

Figure 4.8: Distance damage-event versus distance from damage to the closest lithological contact.

To conclude, the use of a geotechnical model that includes geomechanical properties, seismicity and damage

allowed a better understanding of source mechanisms and seismic parameters affecting strainbursts potential.

However, strainbursts are complex events and can be influenced by both local conditions and distant events.

The lack of clear correlations and the variability reported in this paper and in other studies can be attributed to

that level of complexity. Overall, half of the strainbursts seem self-initiated and half seismically triggered,

generated by a seismic event—located between 3 to 58 meters from the damage—of mean local magnitude (-

0.66 ± 0.47).

4.8 Conclusions

In conclusion, a quantitative analysis of strainburst occurrence, based on field observations in the complex

underground setting of the LaRonde mine was performed. A database was constructed and analysed using 33

verified strainbursts. The database covers the strainbursts reported over five years at the LaRonde mine. The

analyses highlighted some key parameters affecting or not strainbursts at the mine by studying the properties of

large-scale geological features and the seismic response parameters linked to the damage.

The main conclusions from this study are that strainbursts are most likely to occur as follows: within 30 m of a

lithological contact, most particularly the contact between the V9I and V9A rockmass units; in drifts parallel to

foliation, from the face or the shoulders; and within five days after a development blast. In addition, the strainburst

could be more severe closer to a lithological contact and in a drift parallel to foliation.

91

The severity of damage could not be directly linked to the seismic events local magnitude, which ranges between

0.19 and -1.96, with an average, a median and a standard deviation of -0.66, -0.61 and 0.47 respectively. The

seismic events associated with the damage are located 3 to 58 m from the damage, with a median and an

average distance of 18 m and 21 m respectively. The analysis also demonstrated that strainburst occurrences

do not seem linked to fault proximity and that they are a mix of self-initiated and seismically triggered strainbursts

events. The seismically triggered strainbursts are located close to lithological contacts.

The use of a geotechnical model allowed a better understanding of strainbursting and the complex relationship

between large-scale geological features, seismic events and damage. The findings allows for the identification

of burst-prone regions in the mine and mining conditions that are more likely to generate strainbursts, providing

useful tools to improve seismic risk management.

4.9 Acknowledgements

The authors would like to acknowledge the financial support of the LaRonde mine, the mXrap Consortium

(https://mxrap.com/the-mxrap-consortium/) and the FRQNT. The authors greatly appreciate the collaboration

and participation of all the personnel that were involved in the project at the LaRonde mine.

92

Conclusion

1. Sommaire

La gestion du risque sismique et des coups de terrain est un enjeu majeur dans les mines profondes actives

sismiquement au Canada et ailleurs dans le monde. Différents modèles et outils ont été développés par le passé

afin d’accompagner les ingénieurs dans la conception géotechnique de ces ouvrages miniers, mais peu

permettent d’intégrer l’ensemble des données géotechniques et opérationnelles disponibles. De plus, ces outils

permettent rarement des analyses quantitatives systématiques de ces données. La prise en compte de

l’ensemble des données disponibles à la mine concernant le massif rocheux ainsi que sa réponse séismique et

aséismique suite aux activités minières est essentielle à une gestion et une conception minière optimale.

Le modèle géotechnique global intégrant de nombreuses bases de données géologiques, opérationnelles,

géomécaniques et sismiques au même endroit permet d’optimiser la compréhension du comportement du

massif rocheux face aux activités minières en se basant sur des données déjà existantes. L’intégration en une

seule et même plate-forme de toutes ces informations permet également de maximiser la valeur et l’utilisation

des données disponibles en réalisant des analyses quantitatives intégrées.

Le principal objectif de ce mémoire était de contribuer à élargir les connaissances actuelles et à améliorer les

pratiques en géomécanique minière dans le contexte de mines profondes actives sismiquement en élaborant

un modèle géotechnique global facilement interrogeable. Cet objectif a été détaillé en plusieurs objectifs

spécifiques dans l’introduction. Parmi ces objectifs se trouvent l’intégration et le regroupement de nombreuses

bases de données dans un endroit unique, le développement d’outils d’analyse permettant de quantifier la

variabilité spatiale et temporelle des propriétés géotechniques et l’identification de facteurs influençant le

comportement du massif rocheux en réponse aux activités minières.

Le cas d’étude de la mine LaRonde, une mine profonde active sismiquement située en Abitibi-Témiscamingue,

a été présenté dans le Chapitre 1. Ce chapitre permet de cerner le contexte dans lequel l’étude prend place. La

mine exploite actuellement à plus de trois kilomètres de profondeur et fait donc face à de nombreux défis en ce

qui concerne la conception et la gestion d’excavations, tel que la convergence extrême des murs et l’occurrence

de coups de terrain. La compréhension et la gestion de ces phénomènes peuvent être améliorées par

l’intégration ainsi que l’analyse de l’ensemble des données géotechniques de la mine. Le développement d’outils

basés sur les données actuelles afin de mieux comprendre le comportement actuel et futur du massif rocheux

s’applique parfaitement à cette exploitation, puisque la mine est en opération depuis plusieurs dizaines d’années

et pour encore plusieurs années à venir.

La méthodologie utilisée lors de la collecte des bases des données et de leur traitement afin de les intégrer dans

une plate-forme unique a été détaillée dans le Chapitre 2. Les outils d’analyse spatiale, temporelle et statistique

93

développés dans le cadre de ce projet de maîtrise ont aussi été présentés en regard avec leur utilité pour

l’application en milieu minier.

L’objectif de ce mémoire a été atteint puisque la création et le développement d’un modèle géomécanique

intégré a permis l’amélioration de la compréhension de la variabilité spatiale et temporelle des propriétés du

massif rocheux et de la réponse séismique et aséismique de celui-ci au minage. Cela a été démontré

particulièrement dans les Chapitres 3 et 4, qui ont présenté les principales applications des bases de données

intégrées à une plate-forme unique. Plusieurs conclusions spécifiques et détaillées ont été relevées dans les

chapitres précédents, plus spécifiquement dans les Chapitres 3 et 4.

Au Chapitre 3, de nombreux exemples d’application du modèle géotechnique intégré sont réalisés avec les

outils d’analyse développés afin de mieux comprendre le comportement du massif rocheux en réaction aux

activités minières. Les bases de données incluses concernent la géologie, la géomécanique, les opérations

minières et les modélisations structurales en trois dimensions. L’utilisation d’outils tels que des diagrammes de

boîtes à moustaches, des graphiques de fréquence cumulative, des calculs statistiques et des visualisations en

trois dimensions ont été présentés en lien avec la conception minière. La variabilité spatiale des propriétés du

massif rocheux a été analysée en prenant en exemple la résistance en compression uniaxiale du roc intact. La

relation de ce paramètre avec différents paramètres géologiques et géomécaniques a aussi été étudiée.

D’autres applications quant à l’évolution de la dégradation de la qualité du massif rocheux dans le temps et dans

l’espace en rapport avec l’avancement de l’exploitation minière et les caractéristiques géologiques ont

également été présentées avec l’étude du RQD. Des analyses quantitatives ont permis d’identifier l’étendue des

zones de fracturation autour des excavations et des failles. Ainsi, le Chapitre 3 a démontré l’application du

modèle géotechnique intégré développé afin d’améliorer la compréhension du comportement du massif rocheux

des mines profondes actives sismiquement en réalisant des analyses quantitatives transversales et intégrées à

plusieurs bases de données. Pour ce faire, les valeurs de UCS et de RQD ont été prises en exemple afin

d’identifier statistiquement les paramètres respectifs influençant leur variabilité spatiale et temporelle.

Au Chapitre 4, une analyse préliminaire quantitative sur l’occurrence de coups de déformation est réalisée.

Celle-ci est basée sur les observations de terrain de l’environnement minier complexe de la mine LaRonde. La

base de données interrogée est composée de 33 cas de coups de déformation étalés sur une période de cinq

ans. L’investigation a mis de l’avant les paramètres clés affectant ou non l’occurrence et la sévérité des coups

de déformation en étudiant les propriétés des structures géologiques présentes à grande échelle et des

paramètres des réponses sismiques associés aux dommages. Ces analyses ont été réalisées avec le modèle

géotechnique global en intégrant les données de dommages reliées aux coups de terrain sur la même plate-

forme que l’ensemble des autres bases de données. L’étude préliminaire a permis de conclure que les coups

de déformation des faces de développement actives sont plus probables de se produire : dans un rayon de 30

94

mètres d’un contact lithologique, plus particulièrement lorsqu’il s’agit du contact entre les unités V9I et V9A;

dans les excavations parallèles à la foliation régionale; des épaulements ou de la face excavée elle-même; et

dans les cinq jours suivant le tir à l’explosif de développement du secteur. De plus, les coups de déformation

déplacent un plus grand volume de roc lorsqu’ils sont localisés près de contacts lithologiques et dans une

excavation parallèle à la foliation. La sévérité des dommages n’a pas pu être directement liée à la magnitude

locale des évènements sismiques, qui se définissent par une plage de valeur entre -1,96 et 0,19, avec une

moyenne, une médiane et un écart-type de -0,66, -0.61 et 0,47 respectivement. Les évènements sismiques

associés au dommage sont localisés entre 3 et 58 mètres du dommage, avec une moyenne de 18 mètres et

une médiane de 21 mètres. L’analyse a aussi démontré que la proximité d’une faille n’avait aucun impact sur la

probabilité d’occurrence d’un coup de déformation. De plus, les coups de déformation analysés sont auto-initiés

ou déclenchés par un évènement sismique. Finalement, l’utilisation du modèle géomécanique global développé

a permis une meilleure compréhension de la relation complexe entre les caractéristiques géologiques à grandes

échelles, les évènements sismiques et les dommages d’un coup de déformation. L’étude préliminaire a permis

de délimiter des régions de la mine plus susceptibles de générer des coups de déformation par l’identification

des conditions minières générant ce type de dommage. Cela démontre l’applicabilité du modèle géomécanique

global développé en tant qu’outil d’optimisation de la gestion du risque sismique et de conception minière.

Le développement et l’utilisation d’un modèle géotechnique global incluant de nombreuses bases de données

de diverses natures ont permis de mieux comprendre quantitativement la réponse du massif rocheux aux

activités minières et ainsi contribuer à l’amélioration de la gestion du risque et de la conception en milieu de

mine profonde sismiquement active. Cette démonstration fut réalisée par l’application du modèle géomécanique

global au cas d’étude de la mine LaRonde pour identifier quantitativement les facteurs clés influençant la

variabilité spatiale et temporelle des propriétés géomécaniques et la probabilité d’occurrence de coups de

déformation.

2. Limitations du mémoire

Les analyses réalisées dans ce mémoire comportent quelques limitations. Ces limitations concernent à la fois

les informations incluses et exclues du modèle géotechnique. En effet, certains paramètres opérationnels n’ont

pas été inclus dans le modèle. Il se peut que des éléments non investigués influencent également l’occurrence

et la sévérité des dommages. Par exemple, les contraintes induites et la performance du support de terrain sur

place n’ont pas été considérées. Toutefois, la plupart des dommages analysés se sont produits dans des faces

non supportées ou en partie supportées seulement. De plus, la moitié des coups de déformation analysés se

sont produits dans un secteur isolé de la mine où aucun chantier n’avait encore été exploité. Il y a donc une

faible variation des contraintes in situ, qui ont ainsi peu d’impact sur les analyses. Aussi, l’analyse n’a été

réalisée que sur les coups de déformation dans des faces d’excavation en développement et ne contient donc

95

aucune analyse d'autres types de dommages. Les conclusions des analyses des coups de déformation ne

s’appliquent donc pas nécessairement aux dommages s’étant produits dans des excavations supportées non

en développement.

Les différentes analyses réalisées dans le cadre de ce mémoire ne peuvent être appliquées que dans un cadre

spécifique. Bien que le principe de base de plate-forme géomécanique globale intégrant de nombreuses bases

de données s’applique à toutes les mines profondes actives sismiquement, les conclusions quant à variabilité

spatiale, temporelle et statistique des paramètres étudiés ne s’appliquent qu’aux données analysées. Plus

particulièrement, cela s’applique à la mine LaRonde, aux secteurs étudiés et aux périodes de temps pour

lesquelles les analyses ont été réalisées. Par exemple, l’identification des facteurs clés influençant la probabilité

et la sévérité des coups de déformation est appelée à évoluer au fil du temps et des nouveaux développements,

et ce, pour une même opération minière.

Finalement, l’analyse des coups de déformation demeure préliminaire. Premièrement, la délimitation des régions

plus susceptibles aux dommages n’est basée que sur 33 cas. Deuxièmement, l’étude n’a pas considéré les cas

de non-occurrence de coups de déformation alors que toutes les conditions pour en générer étaient remplies.

Troisièmement, les paramètres influençant l’occurrence et la sévérité de coups de déformation n’ont pas été

classés en ordre d’importance; ils ont seulement été énoncés sans considérer le poids de leur impact respectif.

Ces limitations n’invalident pas les analyses conduites, mais ouvrent plutôt la porte à de futures analyses

complémentaires.

3. Recommandations pour travaux futurs

Suite aux travaux et aux analyses réalisés dans le cadre de ce mémoire, quelques recommandations pour

travaux futurs sont listées ci-dessous. Ces recommandations s’inscrivent toutes dans une optique de mieux

comprendre le comportement d’un massif rocheux en réponse aux activités minières dans une mine profonde

active sismiquement.

Intégrer au modèle global davantage de données quantitatives reliées aux propriétés géologiques et

géomécaniques du massif rocheux;

o Incorporer plus de données relevées lors de la cartographie de toit effectuée dans les

excavations de développement, telles que la lithologie, l’espacement de la foliation, l’intensité et

le type d’altération ainsi que la présence et l’orientation de veines de quartz

o Intégrer les données de cartographie structurale par rapport aux joints, tels que la direction et le

pendage des joints ainsi que des informations sur la rencontre de joints, tels que la grosseur et

l’orientation du dièdre possiblement formé

96

o Réaliser et inclure des essais de double poinçonnement afin d’avoir davantage de mesures de

la compétence du roc intact et de quantifier l’impact de la foliation sur celle-ci par le calcul du ratio

d’anisotropie;

Intégrer au modèle global davantage de données quantitatives temporellement espacées quant au degré

de fracturation du massif rocheux par un paramètre complémentaire au RQD;

o Mesurer la fréquence des joints sur des carottes de forage, au même moment de la mesure du

RQD, afin de quantifier l’intensité de fracturation dans les zones fracturées autour des excavations,

telle qu’identifiées dans le présent mémoire.

o Amasser des données de fréquence de joints, liés ou non à la fracturation induite avec des caméras

de fonds de trous de forage à différents moments de l’exploitation dans un même secteur pour

évaluer l’impact de l’exploitation minière sur la fracturation.

o Ajouter des mesures quantitatives espacées dans le temps quant à la déformation du massif

rocheux et la convergence des murs par l’intégration de mesures d’extensomètres et d’autres

instruments de mesure reliées au contrôle de terrain, ou en effectuant des campagnes

supplémentaires de collecte de données tels que des levés LiDAR dans les galeries

o Effectuer une caractérisation du massif rocheux en évaluant des indices de classification RMR, GSI

et du NGI sur le terrain à différents moments dans une même galerie pour quantifier la dégradation

du massif rocheux induite par le minage.

Lier la réponse sismique aux propriétés géomécaniques du massif rocheux et sa réponse

aséismique en intégrant les nouvelles données listées précédemment;

o Relier l’effet de l’accumulation d’évènements sismiques (nombre, énergie sismique cumulative,

volume cumulatif apparent calculé à partir du moment sismique) au degré de fracturation et à la

déformation du massif rocheux

o Spatialiser l’occurrence d’évènements sismiques à la compétence ou à la différence de

compétente du massif rocheux, obtenues par des tests de laboratoire de UCS et d’essais de double

poinçonnement

o Associer l’occurrence d’évènements sismiques à un type ou degré d’altération ou d’assemblage

d’altération

Investiguer davantage les différents dommages reliés à la séismicité, soient les coups de terrain;

97

o Quantifier l’importance de l’impact de chacun des facteurs identifiés influençant la probabilité

d’occurrence de coups de déformation et de leur sévérité en réalisant des analyses statistiques

de type régression des moindres carrés (PLS) et régression sur composantes principales (PCA).

o Analyser par une grille la probabilité d’occurrence de coups de terrain, afin de prendre en compte

les zones où les conditions sont propices à l’occurrence d’un coup de terrain, qu’un dommage ait

eu lieu ou non (analyse prospective plutôt que rétrospective)

o Comparer les facteurs clés ayant un impact sur l’occurrence et la sévérité des coups de

déformation à ceux influençant d’autres types de coups de terrain, tels que ceux dans une

excavation supportée non en développement.

o Ajouter l’influence et la performance du support de terrain dans les excavations actives supportées

(non analysées dans le présent mémoire)

98

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Annexe A: Mise à jour des bases de données et

utilisation du modèle géotechnique global au site

minier

L’application du modèle développé dans le cadre de ce mémoire au site minier à l’étude dépend entre autres de la facilité d’utilisation et de mise à jour de la base de données globale intégrée. La plate-forme mXrap (Harris et Wesseloo, 2015) a été développée pour faciliter le partage des connaissances. Il est donc facile de transférer une application développée par un individu à un site minier particulier ou à d’autres chercheurs. Cette facilité de transfert de technologies faisait d’ailleurs partie des critères de sélection de la plate-forme unique utilisée dans le cadre de ce mémoire.

En ce qui a trait à l’utilisation et aux mises à jour des bases de données utilisées, la méthodologie pour chaque application et fichier est décrite ci-dessous. Des mises à jour peuvent être réalisées pour les analyses reliées aux données des carottes de forage, aux résultats de tests de laboratoire, ainsi qu’aux dommages de coups de déformation.

En ce qui concerne les carottes de forage, une manipulation est nécessaire afin d’intégrer les données à la plate-forme unique. D’abord, les fichiers doivent être exportés de la plate-forme géologique utilisée à la mine, Datamine, en format .dxf pour chaque paramètre voulant être traités. Chacun des fichiers doit être constitués de ces colonnes dans cet ordre précis : numéro d’identification du trou de forage, coordonnées X, Y, et Z, longueur du segment, direction de plongée, plongée, colonne vide, nombre de mètres forés au début du segment, nombre de mètres forés à la fin du segment, projet relié, colonne vide. Les quatre colonnes suivantes sont liées au paramètre intégré, telles que la lithologie, le RQD, l’altération, la minéralisation, etc. Un exemple de fichier importé est illustré au Tableau A1. Le fichier doit être enregistré en format .csv avec points-virgules comme séparateur.

Tableau A1 : Exemple de fichier .dxf importé de la base de données géologique de carottes de forage

Un fichier .csv constitué de trois colonnes décrivant le numéro d’identification du trou de forage ainsi que la date de début et de fin de forage doit également être extrait de Datamine. Une fois l’ensemble de ces fichiers extraits, l’importation de ceux-ci dans la plate-forme se fait par l’entremise de l’outil d’importation, d’unification et d’exportation codé en collaboration avec des professionnels de mXrap (Harris et Wesseloo, 2015). Cette fusion des données n’est pas complexe, mais demande tout de même au préalable l’exportation des données de carottes de forage par le département de géologie. La mise à jour de ces données peut se faire par intervalles de plusieurs mois sans que la qualité des analyses soit affectée. Cela dépend des secteurs voulant être couverts par les forages.

L’ajout de résultats d’essais géomécaniques est très simple. Il suffit de modifier le fichier .csv relié aux essais de laboratoire en ajoutant une ligne, à la suite des autres, pour chaque nouvel essai. Dû à certaines particularités techniques, il est plus simple de modifier le fichier .xlsx du même nom et ensuite enregistré le fichier en .xlsx et en .csv. Chaque ligne représente un essai géomécanique et est décrit par le numéro d’identification du trou de forage, le nombre de mètres forés au début et à la fin du segment, ainsi que le type d’essais et la valeur du test. Le changement de cet unique fichier .csv mettra automatiquement à jour la base de données géotechnique globale. Le développement du modèle géotechnique global permet donc à tout nouveau test géomécanique

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d’être rapidement et facilement intégré à l’ensemble des données géomécaniques et géologiques. Il s’agit alors d’un outil supplémentaire à l’utilisation, à l’interprétation et à l’analyse des coûteux essais de laboratoire permettant de caractériser le massif rocheux.

En ce qui a trait aux analyses de coups de déformation, aucune manipulation particulière n’est requise. Les évènements sismiques sont déjà mis à jour automatiquement dans la plate-forme. Lorsqu’un nouveau dommage se produit aux faces d’excavation de développement, il suffit d’ajouter une ligne dans le tableau du dommage affiché directement dans l’interface de l’application sur la plate-forme unique. Dans cette nouvelle ligne, les nouvelles informations quant à la localisation du dommage dans l’espace (X, Y, Z) et dans l’excavation (épaulements, bas, haut, etc.), ainsi qu’au tonnage déplacé (volume, distance, etc.), peuvent être inscrites manuellement. Ensuite, le processus d’association dommage – évènements décrit dans ce mémoire doit être suivi : identifier la période de temps durant laquelle l’évènement sismique pouvant avoir causé des dommages s’est produit, ordonner les données selon la distance évènements sismiques – dommage dans le tableau sismique, sélectionner l’évènement sismique responsable en fonction de sa magnitude et de sa distance en copiant sa date d’occurrence et copier cette date dans le tableau du dommage. Toutes les analyses présentées dans ce mémoire seront alors automatiquement mises à jour avec les nouvelles entrées. Une photo associée au dommage peut également être ajoutée à la plate-forme en format .png. La photo doit s’intituler par la date du dommage selon le format AAAA-MM-JJ. Une mise à jour de cette application est donc rapide et peut être facilement effectuée lors de chaque nouveau coup de déformation. Cette application permet d’obtenir une grande quantité d’information, et ce très rapidement, pour l’ensemble des dommages de coups de déformation d’une face de développement. Cette rapidité et facilité d’exécution avec lesquelles les analyses sont effectuées permettront de déterminer l’évolution au travers le temps des secteurs plus sujets aux coups de déformation. Cette application est pour l’instant appliquée uniquement aux coups de déformation, mais il serait simple et relativement rapide d’ajouter l’ensemble des dommages reliés à un coup de terrain.