Titre de l'écran-titre (visionné le 26 février 2024) / Les activités minières étant appelées à se développer à de plus en plus grande profondeur, l'intensité des réponses sismiques aux sautages de segments de galerie de développement devrait augmenter et conséquemment présenter un aléa plus important. Cette sismicité induite représente divers risques sismiques qui pourraient affecter la sécurité du personnel minier, les opérations et la rentabilité de la mine. Les réponses sismiques sont d'intensité variable et leurs facteurs d'influence ne sont pas bien compris. Habituellement, la gestion de l'aléa sismique aux réponses sismiques aux sautages de développement est liée à des règles conservatrices de type règles générales. Ces règles sont parfois ajustées selon l'expérience du personnel de la mine, non quantifiable et difficile à transmettre, ou l'historique sismique. Ces règles n'intègrent pas ou peu les connaissances de terrain. Cette thèse présente une méthodologie pour intégrer quantitativement l'influence de propriétés géologiques, structurales et mécaniques du massif rocheux dans la compréhension et l'anticipation des risques sismiques associés aux sautages de développement de galerie. La méthodologie développée est adaptable à différents contextes et peut être mise à jour par la considération de variables supplémentaires, selon les données disponibles et les conditions du site minier. Cela est possible par la quantification systématique de caractéristiques structurales, géologiques et liées au massif rocheux à chaque segment de galerie de développement. Pour démontrer l'applicabilité de la méthodologie développée, des sautages de développement de la mine LaRonde ont été étudiés. Ces sautages couvrent trois niveaux à 3 km de profondeur et pour une période s'étendant sur 17 mois. La réponse sismique au sautage de 379 segments de galerie de développement a été délimitée et quantifiée. L'acceptabilité des données collectées géologiques, structurales et liées au massif rocheux a été établie pour interpréter 32 variables pour chaque segment de galerie. Puis, des analyses statistiques bivariées et multivariées ont permis de quantifier l'influence des variables géologiques et structurales définies sur les réponses sismiques. Une approche par analyses factorielles de données mixtes (AFDM) a permis une évaluation quantitative de l'impact des variables géologiques et structurales sur les réponses sismiques, ce qui était auparavant difficile à obtenir. Cela permet de mieux évaluer le risque et planifier en conséquence. Cela peut être inestimable pour les opérations minières lors du développement minier dans une zone sismiquement active, qui demande une planification importance à court et à long terme. Les résultats d'AFDM ont montré, pour le secteur à l'étude, que quatorze variables géologiques et structurales, interprétées à chaque segment de galerie influencent significativement l'intensité des réponses sismiques au sautage de développement. Des modèles prédictifs ont été développés afin d'améliorer la compréhension et l'anticipation de la variation de l'intensité des réponses sismiques au sautage de développement. Des modèles d'analyses statistiques multivariées prédictifs d'arbre de régression d'inférence conditionnelle et de forêts aléatoires ont été développés avec 75 % des 379 segments de galeries. Les 100 segments restants ont été utilisés pour valider la performance des modèles. La stratégie d'utilisation des modèles prédictifs de forêts aléatoires proposée fournit des données quantitatives sur la variabilité des aléas sismiques associés au sautage de développement sur lesquelles les gestionnaires peuvent se baser. Les modèles prédictifs développés peuvent être utilisés pour comprendre, gérer et communiquer l'aléa sismique lié au sautage des segments de galerie de développement. Ils fournissent une évaluation quantitative de l'aléa sismique permettant aux décideurs de sélectionner des seuils de critères de performance jugés acceptables, selon leur tolérance au risque. La combinaison de l'approche proposée avec les protocoles sismiques actuels utilisés sur différents sites miniers permet d'améliorer la gestion du risque sismique associé au sautage de développement. En effet, l'utilisation du modèle prédictif pour le secteur et la période étudiés a permis d'augmenter l'exactitude, la sensibilité et la précision pour anticiper une réponse sismique d'intensité élevée à un sautage de développement. / As mining activities are expected to develop at greater depth, the intensity of seismic responses to blasting of development drift should increase and consequently present a greater hazard. This induced seismicity represents various seismic hazards that could affect the safety of mining personnel, operations, and mines' profitability. Seismic responses intensity varies and the influencing factors causing that variability are not well understood. Usually, the management of seismic hazard to seismic responses to development blasting is linked to conservative blanket rules. These rules are sometimes adjusted according to the experience of mine personnel, which is unquantifiable and difficult to communicate, or the seismic history. These rules do not consider field knowledge or at a minimum. This thesis presents a methodology to quantitatively integrate the influence of the rock mass's geological, structural, and mechanical properties in understanding and anticipating seismic risks associated with development blasting. The developed methodology is adaptable to different contexts and can be updated to consider additional variables, depending on available data and mining site conditions. This is possible by the systematic quantification of structural, geological, and rock mass-related characteristics at each segment of development drift. To demonstrate the applicability of the developed methodology, development blasts from the LaRonde mine were studied. These blasts cover three levels at a depth of 3 km and for a 17 months-period. The seismic response to the blasting of 379 segments of development drift was delineated and quantified. The collected geological, structural, and rock mass data acceptability was established to interpret 32 variables for each drift segment. Then, bivariate, and multivariate statistical analyzes made it possible to quantify the influence of the defined geological and structural variables on the seismic responses. A factor analysis of mixed data (FAMD) approach allowed a quantitative assessment of the impact of geological and structural variables on seismic responses, which was previously difficult to obtain. This allows to better assess risk and plan accordingly. This is invaluable to mining operations when mining in a seismically active area, which requires significant short- and long-term planning. For the studied sector, the FAMD results showed that 14 geological and structural variables, interpreted at each drift segment, significantly influence the intensity of seismic responses to development blasting. Predictive models have been developed to improve the understanding and anticipation of variations in the intensity of seismic responses to development blasting. Predictive multivariate statistical analysis models of conditional inference regression trees and random forests were developed with 75% of the 379 drift segments. The remaining 100 segments were used to validate the performance of the models. The proposed strategy for using predictive random forest models provides quantitative data on the variability of seismic hazards associated with development blasting that managers can rely on. The developed predictive models can be used to understand, manage, and communicate the seismic hazards associated with development blasting. They provide a quantitative seismic hazard assessment, allowing decision-makers to select acceptable performance criteria thresholds, according to their risk tolerance. Combining the proposed approach with current seismic protocols used on different mining sites makes it possible to improve seismic risk management associated with development blasting. Indeed, the use of the predictive model for the sector and period studied made it possible to increase the accuracy, sensitivity, and precision to anticipate a high-intensity seismic response to a development blast.

Les chantiers de type chambre ouverte ont été popularisés dans les mines souterraines autour des années 80 dû aux hauts rendements et relativement faibles coûts qu'ils engendrent. Le succès de cette méthode de minage dépend de la capacité à concevoir une chambre ouverte qui maximise les profits tout en respectant la géométrie de celle-ci lors du minage. En réalité, des sur-bris (volume de roche minée et non planifiée) et sous-bris (volume de roche planifié laissée en place) sont générés lors du minage du chantier et peuvent avoir des conséquences néfastes sur la stabilité du chantier et la rentabilité des opérations. Afin de minimiser ces bris hors-profil et leurs impacts, des outils empiriques, tels que les abaques de stabilité, ont été développés et améliorés afin de prédire les volumes de sur-bris par face pour le chantier. Malheureusement, ces outils présentent certaines limitations : ils intègrent un nombre limité de paramètres (ce qui ne couvre pas toutes les causes possibles des bris hors-profil pour le site à l'étude), le sous-bris n'est pas considéré et la résolution spatiale des prédictions est limitée (valeur qualitative ou moyenne par face). Ces limitations empêchent l'intégration de données économiques dans les prédictions et ainsi l’optimisation globale des chantiers. L'objectif de cette thèse fut de développer une méthodologie pour les mines en opération qui permet de comprendre la distribution spatiale et la magnitude des bris hors-profils générés le long de la surface du chantier et d'utiliser ces connaissances durant la conception du chantier pour prédire la géométrie attendue afin d'optimiser sa performance. Pour ce faire, une base de données de chantiers fut créée pour trois cas d'étude (deux en Australie et un au Canada) à une résolution par octree (données géoréférencées mesurées à une résolution d'environ un mètre cube) qui comprend des paramètres géométriques, géomécaniques, géologiques, opérationnels et de performance. Des méthodes statistiques univariées, bivariées et multivariées (analyse en composantes principales et moindres carrés partiels) ont servi à identifier les paramètres critiques. Deux modèles prédictifs multivariés ont été utilisés par la suite pour prédire la géométrie (moindres carrés partiels et forêt aléatoire) ainsi qu'un modèle prédictif additionnel (analyse discriminante linéaire) pour prédire la position des bris hors-profils. Les modèles ont été comparés pour déterminer la meilleure approche. Des données économiques ont ensuite été intégrées pour caractériser les performances géotechniques (bris hors-profil) et économiques des chantiers attendus. L'analyse statistique des paramètres a permis d'identifier les paramètres critiques pour chaque cas d'étude qui impacte le sur-bris (énergie du tir à l'explosif, surdéveloppement des galeries, position dans la surface et présence de structures géologiques) et le sous-bris (position dans la surface, distance avec les trous chargés d'explosifs et l'angle d'interception des trous chargés d'explosifs avec les surfaces). Les paramètres critiques ont été utilisés pour chaque site afin de construire les modèles prédictifs. Les résultats montrent que la magnitude des bris hors-profils le long de la surface de conception peut être prédite à l'aide d'un modèle forêt aléatoire avec moins d'un mètre d'erreur pour 65% de la surface en moyenne. Les modèles de forêt aléatoire permettent de prédire la géométrie avec succès pour 71 % des faces de chantiers transversaux et 51 % des faces de chantiers longitudinaux. L'analyse de ces prédictions permet de déterminer les magnitudes maximales possibles de bris hors-profil et leur position (utilisant l'approche probabiliste) ainsi que d'estimer la performance économique du chantier. La résolution des données et l'utilisation de l'analyse multivariée ont permis de prédire la géométrie des chantiers, allant bien au-delà de la simple prédiction qualitative par face de chantiers fournie par une approche traditionnelle de l'abaque de stabilité. Ces travaux constituent une étape importante vers un processus de conception et de planification des chantiers qui minimise les problèmes de stabilité, la dilution et la perte de minerai à travers le chantier. Étant donné qu'une géométrie de conception maximisant la récupération de minerai augmente le potentiel de dilution et vice versa, cette approche permet de quantifier le compromis économique et ainsi maximiser la rentabilité lors de l'exploitation du chantier. Cela marque une contribution importante pour la compréhension et l'optimisation de la performance des chantiers de type chambre ouverte. / Open stopes were popularised in underground mines around the 1980s due to the high yields they generate andtheir relatively low cost. The success of this mining method depends on the ability to design a stope that maximises profits while respecting the geometry during mining. In reality, overbreak (OB, unplanned volume of rock mined) and underbreak (UB, volume of planned rock left in place) are generated during the mining process which can have negative consequences on the stability of the stope and the profitability of the operation. To minimise the OB and UB, and their impact, empirical tools such as the Stability Chart were developed and improved to predict the volumes of OB per stope faces. Unfortunately, these tools have certain limitations: they integrate a limited number of variables (which does not cover all the possible causes of OB), UB is not considered, and the resolution of the predictions is limited (qualitative or average value per face). These limitations prevent the full integration of economic data into predictions and thus the optimisation of the mines stopes. The objective of this thesis is to develop a methodology for operating mines which enables the understanding of the spatial distribution and magnitude of OB and UB generated along the surface of the stope and to use this knowledge during stope design to predict the expected geometry to optimise its performance. A stope database was created for three case studies (two in Australia and one in Canada) at an octree resolution (georeferenced data measured at an approximately one cubic metre resolution) which includes geometric, geomechanical, geological, operational and performance variables. Univariate, bivariate and multivariate statistical methods (principal component analysis and partial least squares) were used to identify the critical variables for each site. Multivariate and machine learning models were subsequently used to predict the mined geometry (partial least squares and random forest) and OB and UB location (linear discriminant analysis). The models were compared to determine the best approach. Economic data was integrated to characterise the geotechnical (OB and UB) and economic performances of the expected geometry. The statistical analysis of the variables enables the identification of critical variables for each case studyregarding the OB (observed in areas where there is high blasting energy, where there is a large undercut and overcut, towards the middle of the faces and in the presence of major geological structure) and UB (observed near the edges of surfaces, where there is a large distance from the blasting, and where drill holes toe into the faces). The critical variables were used for each site to build predictive models. The results show that the magnitude of OB and UB can be predicted using a random forest model with a less than one metre error for 65% of the surface on average. These predictions are used to build the expected geometry of the stope. Considering the mining context, it is possible to excellently predict the geometry for 71% of the transversal stope faces and 51% of the longitudinal stope faces. The incorporation of probabilities also enables the estimation of the maximum magnitudes of OB and UB, their location and the economical estimation of the performance of the stopes. The octree resolution of the data and the use of multivariate analysis has enabled the prediction of the stope geometry, going well beyond the simple qualitative per stope face prediction provided by a traditional Stability Chart approach. This work is a significant step to advance stope design and the planning process, providing tools to minimise stability issues, dilution and loss of ore. As designing for higher ore recovery increases the potential for dilution and vice versa, this approach allows for the value realised from mining a stope to be maximised by quantifying this inherent economic trade-off. The enhanced resolution of both data and predictions has allowed for a more comprehensive evaluation of the predicted stope geometry and economic outcomes during the design phase. This marks a major contribution in the ability to design and plan the optimal stope

L’ensemble des mines – et particulièrement celles exploitant un gisement filonien ou de faible puissance – sont très sensibles à la problématique de la dilution minière (i.e ., bris hors-profil de l’éponte supérieure). En effet, puisque cette dilution est généralement de faible teneur, le matériel qui se retrouve dans les chantiers miniers peut ne pas permettre de compenser les coûts associés au minage et par conséquent, la rentabilité de l’opération peut en être affectée. Ceci est particulièrement vrai lorsque la teneur de la dilution se situe sous le seuil de rentabilité (i.e., teneur de coupure). Par ailleurs, lorsque des effondrements (dilution) surviennent pendant les activités de soutirage, ceci représente un risque important pour les équipements mobiles (e.g., chargeuse-navette). Nombreux sont les chercheurs qui ont travaillé à développer et à améliorer les abaques de stabilité et critères de conception de chantiers, mais leur efficacité à prédire le bris hors-profil est souvent faible. Néanmoins, ces outils demeurent très utiles pour les projets sur sites vierges (« greenfield projects »), mais dès lors que les conditions géomécaniques d’un site deviennent mieux comprises, il importe de corriger et d’optimiser ces critères de conception afin de mieux représenter la réalité de l’opération minière. Ce mémoire expose donc la méthodologie employée afin de quantifier le bris hors-profil provenant des différentes surfaces des chantiers (i.e., épontes, toit, murs) exploités par la méthode de chambre vide. Une comparaison entre les performances réelles et celles prédites par les modèles couramment utilisés dans l’industrie a été effectuée. À l’aide de méthodes statistiques univariées et bivariées, les paramètres affectant le bris hors-profil peuvent être déterminés objectivement. L’élaboration de nouveaux modèles statistiques permet également d’accroître la fiabilité des prédictions (i.e., le bris hors-profil) et fournit des outils permettant d’assister les ingénieurs dans la conception et le dimensionnement des chantiers miniers. La mine Éléonore de Goldcorp a servi de cas d’étude afin de démontrer la validité d’une telle démarche.

La déformation due au fluage d'un massif rocheux autour d'un tunnel a été rencontrée fréquemment. Ce phénomène est évident où il y a des tunnels creusés dans la roche tendre, des masses rocheuses faible et fortement cisaillées, ou des massifs rocheux soumis à des contraintes in-situ élevées. La déformation due au fluage se produit fréquemment au moment d’excavation des tunnels longs où il y a des failles et des zones fracturées et cisaillées. Ce phénomène peut causer différents dommages sur des systèmes de soutènement en raison de la déformation excessive et des effondrements. La déformation excessive impose une ré-excavation de la section du tunnel, qui monte le coût supplémentaire, la durée de la réalisation du projet et le risque de la sécurité sur le projet. En plus, comme la stabilité de terrain est dans un état critique durant la ré-excavation, une petite négligence peut conduire à une grande caverne. Bien que la déformation de fluage est commune dans un massif rocheux à une faible résistance dans un tunnel très profond, mais ce phénomène a été observé dans des tunnels peu profonds. Une bonne compréhension des déformations causées par une excavation souterraine requiert la connaissance de l'interaction roche-support et l'interprétation des données de terrain. Auparavant, l’objet principal de la surveillance effectuée durant la construction du tunnel était des mesures de la pression au terrain imposé sur le revêtement du tunnel. Mais aujourd’hui, les méthodes modernes de construction de tunnel se concentrent sur la surveillance des déplacements pendant et après la construction. Afin de déterminer des déformations dans les tunnels, Panet et Sulem ont supposé que "Le tunnel a une section transversale circulaire et le milieu est homogène et isotrope, aussi le tunnel est suffisamment profond pour considérer que la distribution des contraintes est homogène". Mais dans le cas quasi réel, la distribution de la contrainte autour du tunnel est hétérogène et anisotrope. Dans cette étude, pour la modification des équations Panet et Sulem, certaines équations sont proposées en cas de matériau hétérogène et anisotrope pour généraliser le problème. La galerie de force motrice Seymareh a été considérée comme l’étude de cas. Celle-ci est une partie du conduit d’eau dans le projet de centrale électrique du barrage Seymareh. Ce projet est situé à l'ouest de l'Iran. Les données de surveillance de la galerie de force motrice sont collectées au moment de l’excavation du tunnel, et sont comparées avec les résultats de la modélisation numérique et de la solution analytique. Cette comparaison montre que les résultats des données expérimentales obtenues par la surveillance sont très proches des résultats de la solution analytique, mais il y a une différence entre les deux et la modélisation numérique. Il était prévisible, car l’effet d’autres activités comme l’excavation des tunnels verticaux n’est pas prise en compte dans l’analyse numérique et aussi dans la solution analytique. Il est évident que les autres activités comme l’excavation des tunnels verticaux et l'excavation du tunnel principal vers deux directions opposées, peuvent affecter sur les résultats de la surveillance. D'autre part, les données initiales utilisées dans l'analyse numérique et la solution analytique ne sont pas tout à fait exactes, car elles sont obtenues en tant que représentatives du massif rocheux de la région, mais pas pour une section particulière. Toutefois, le but de cette étude est le développement d'une solution analytique de la déformation dans les tunnels sur les conditions générales et la poursuite de cette étude pourra être plus développée. / The creep deformation of a rock mass around a tunnel has been encountered frequently. It is particularly common in tunnels excavated in soft rock, heavily sheared weak rock masses or rock masses subjected to high in-situ stresses. Creep deformation in fault and shear fractured zones are one of the frequently encountered difficulties in long tunnel construction, which tend to cause failure of supporting systems due to excessive deformation and cavern. Excessive deformation would necessitate re-mining of the tunnel cross section, thus imposing impacts such as extra cost, extended time schedule and safety risk on the project. Furthermore, as the ground stability is in critical condition during re-mining, the slightest negligence would lead to major cavern. Although creep deformation is common to extremely poor rock mass under high overburden in a tunnel alignment, but however this phenomenon is not limited to tunnels with high overburden. A good understanding of the deformations caused by an underground excavation requires simultaneously knowledge of the rock-support interaction and interpretation of field data. Formerly, the main purpose of the monitoring carried out during tunnel construction was to measure the ground pressures acting on the tunnel lining. Modern tunneling practice emphasizes the monitoring of the displacements occurring during and after the construction. Panet and Sulem for determining of deformations in tunnels have assumed that "The tunnel has a circular cross section and around the tunnel, the rock is homogeneous and isotropic and also the tunnel is deep enough to consider that the stress distribution is homogenous". But in almost real cases, the stresses distribution around the tunnel is not homogeneous and isotropic. In this study, for modification of the Panet and Sulem equations, some equations are proposed in case of nonhomogeneous and anisotropic for generalizing of the problem. Seymareh power tunnel which is considered as a case study is a part of the powerhouse waterways system of the Seymareh dam and hydroelectric power plant project. The project is located in west of Iran. The monitoring data of power tunnel which are collected during excavation of tunnel is compared with the results of numerical modelling and analytical solution results as well as. The results obtained from comparison show although the field data, which are collected through the monitoring, are very close to the analytical solution results (approximately), but there is a significant difference between both of them and numerical modelling results. It was predictable; because the influence of the other activities such as excavation of shaft and surge tank in the numerical analysis and also analytical solution are not considered. It is obvious that other activities such as excavation of shaft and surge tank and also excavation of mean tunnel from other direction which were under operation at the same time can effect on the results of monitoring. On the other hand, the initial data which are used in numerical analysis and analytical solution are not quite accurate; because they are extracted as a representative of the rock mass of region, not for a particular section. However the goal of this study is development of analytical solution of deformation in tunnels on general conditions and pursuit of the study could be leaded to more development in this field.