Faculté des Sciences de Tunis

Exploitation des

Géomatériaux

Section IGS5-GéoMat

INTRODUCTION

L’expansion du monde industriel ces trente dernières années a

permis un développement spectaculaire des exploitations à ciel

ouvert aussi bien pour l’évolution de la technologie proprement dite

des matériels (leur taille et leur performance) que pour les moyens

d’études et de contrôle par ordinateur. C’est ainsi que l’on exploite

actuellement par les méthodes d’exploitation à ciel ouvert plusieurs

gisements tels que les gisements du cuivre, de bauxite, du charbon,

du fer, d’or, de diamant, de manganèse et des matériaux de

construction.

Le développement des exploitations à ciel ouvert s’explique par les

avantages suivants :

La meilleure récupération des gisements et une bonne

sélectivité

La plus grande souplesse dans la planification de l’exploitation

et de la découverture

La plus grande sécurité de travail

La possibilité d’une importante mécanisation permettant

d’utiliser des grosses machines

L’ensemble de ces avantages conduit généralement à des

coûts d’exploitation par tonne faible.

Quelques faits nouveaux liés aux progrès techniques sont à la

base de l’approfondissement constant des mines à ciel ouvert. Il

s’agit de :

1. les engins de carrière accroissent constamment leur

possibilité de découverture en réduisant le prix de

revient de l’unité de volume abattu et déplacé, ce qui

permet d’accroître le volume total à excaver par rapport

au tonnage des minerais à exploiter.

2. les méthodes modernes de concentration des minerais

permettent d’envisager l’exploitation des gisements et

des rejets (après concentration) à faible teneur mais à

fort tonnage. C’est ainsi que certains gisements et rejets

des usines de concentration considérés jusque là comme

stériles (c’est-à-dire la teneur de coupure faible par

rapport à celle exigée par les installations de

concentration) peuvent être considérés aujourd’hui très

rentables compte tenu des progrès de la méthodes de

concentration (par exemple les terrils des usines de la

Gécamines Lubumbashi). Ceci signifie également que la

notion de gisement ou de stérile est une notion relative

qui évolue dans le temps et dans l’espace compte tenu

des progrès technique et scientifique.

3. le progrès des méthodes de prospection amène à

découvrir d’autres nouveaux gisements superficiels

dans les pays industrialisés ainsi que dans les régions

peu accessibles de certains pays en voie

d’industrialisation.

4. il faut savoir qu’on dispose actuellement des moyens de

plus en plus performants dans les nombreux domaines

touchant les mines à ciel ouvert et en particulier :

a) Topographie : les appareils à infrarouge ont

actuellement une précision et une fiabilité

remarquable.

b) Mécanique des roches et des sols : la connaissance

des caractéristiques mécano physiques des

gisements permet à partir des essais in situ ou sur

des échantillons au laboratoire, de déterminer dès

l’étude d’élaboration du projet, la méthode de

fragmentation des matériaux. Mais c’est la

détermination des angles des talus et des

techniques spéciales d’osculation qui permettent

un contrôle très précis des bords des carrières

d’une mine à ciel ouvert qui est d’une grande

importance pour la stabilité des travaux des

travaux miniers.

c) Ces deux domaines ont une grande importance

aussi bien au moment de l’élaboration d’un projet

par la fixation de la forme et de calcul du volume à

excaver que pendant l’exploitation pour assurer la

sécurité et la diminution du cubage à excaver, ce

qui a pour conséquence la réduction du coût des

opérations minières.

d) Hydrogéologie : le domaine est d’une grande

importance dans certaines mines à ciel ouvert cas

dans les conditions de travail dans ces dernières et

les prix de revient peuvent dépendre très largement

du traitement des eaux (exhaure). On dispose

actuellement grâce à l’informatique des logiciels

permettant de simuler les venues d’eau souterraine

et de déterminer la quantité d’eau à pomper en vu

de rabattre le niveau de la nappe aquifère.

e) Informatique : actuellement, il existe plusieurs

logiciels permettant de résoudre les problèmes

spécifiques d’une mine à ciel ouvert tels que :

* La stabilité des talus

* Le rabattement de la nappe aquifère

* La trace des plans de carrières ou design

(projets partiels ou projet global) et le calcul

de la quantité des matériaux contenue dans

les limites des projets partiels ou global

d’exploitation.

* La planification à court et à moyen terme

* La simulation du transport et des

extractions minières ainsi que leurs

contrôles périodiques et la mise à jour.

Les exploitations à ciel ouvert ont des caractéristiques

particulières qui ont une grande influence sur leur prix de revient:

* Elle nécessite des investissements très importants en

équipements et parfois en travaux préparatoires d’une

part et d’autre part les charges financières représentent

une part non négligeable du prix de revient

* L’organisation du chantier doit être particulièrement

soignée et suivie si l’on veut tirer un rendement

maximum des machines ou engins d’exploitation. Le

matériel mis en œuvre est de plus en plus sophistiqué

d’où la qualification de la main d’œuvre s’impose et

l’entretien de plus en plus poussé.

* L’exploitation à ciel ouvert se fait habituellement de deux

manières :

* Par des moyens mécaniques (procédé dit excavation) en

employant comme engins miniers des sondeuses, des

excavateurs, des camions bennes.

* Par des moyens hydromécaniques de deux façons :

1) Dans les roches tendres avec comme équipement

principal les monitors et les pompes

2) Dans les gisements se trouvant soit dans les

régions fortement marécageuses, soit au fond des

cours d’eau, soit dans les lacs avec comme

équipement principal les dragues, en particuliers

les draglines.

Dans certaines conditions, on utilise les procédés manuels

pour extraire du minerai du sous-sol :

Dans les pays à main d’œuvre chère, exploiter des petits

gisements riches.

Dans les pays à main d’œuvre moins chère, exploiter des

petits gisements erratiques (irréguliers)

Lors de l’exploitation à ciel ouvert, on distingue trois étapes

essentielles des travaux miniers à savoir :

L’ouverture du gisement qui est précédée par la

préparation de la surface (débroussaillement, déboisage)

avec l’assèchement du champ minier

Le découpage du champ minier de la carrière et

l’enlèvement des morts terrains (stériles)

Les travaux d’exploitation pour l’enlèvement du minerai

L’inconvénient majeur dans les travaux miniers à ciel ouvert

est leurs dépendances aux conditions atmosphériques (pluie, vent,

neige, soleil…) et des intempéries peuvent provoquer des sérieux

problèmes aussi bien que pour le confort du personnel que pour la

résistance et l’entretien du matériel. Dans les régions très froides,

les aciers ordinaires peuvent se casser comme du verre, les huiles

et les graisses congèlent. D’abondantes chutes de neige peuvent

interrompre pendant plusieurs jours les travaux d’exploitation, des

vents violents peuvent renverser des engins (vitesse de vent ~ 100

km/h).

Pendant l’exploitation du gisement deux principes suivants

sont à respecter :

1) L’exploitation d’un gisement doit être conduite de telle

façon que lorsqu’on aura atteint son développement

normal, la teneur moyenne d’exploitation doit se

rapprocher d’autant que possible de la teneur de

coupure. Cela conduit à exploiter simultanément

suivant la proportion à établir d’après la prospection et

la sélectivité des zones riches et pauvres.

2) Les travaux d’ouverture du gisement entraînent

habituellement des grosses dépenses, il faut s’efforcer

de les amortir dans le délai le plus bref. A cet effet, on

exploitera en tout premier lieu des chantiers ou des

zones du gisement reconnues plus riches. Ainsi, on

commencera si possible par les travaux préparatoires

permettant l’exploitation immédiate du minerai.

CHAPITRE I

EXPLOITATION ET TRAVAUX MINIERS

I.1 Méthodes d’exploitation

I.1.1 introduction

En définissant une méthode d’exploitation comme la progression dans

le temps de l’ensemble de gradins à l’intérieur de la fosse ultime, nous

avons une définition de la méthode d’exploitation qui tient compte de la

morphologie du gisement.

D’une part, les moyens mis en œuvre pour déplacer le stérile peuvent

déterminer les principaux paramètres dans la classification des

méthodes d’exploitation à ciel ouvert, et d’autre part par le choix du

matériel peut à lui seul caractériser la méthode d’exploitation. C’est

pourquoi on entend parler de l’exploitation par draglines ou par roues-

pelles.

On remarque que les méthodes d’exploitations à ciel ouvert ne

bénéficient pas d’appellation relativement universelle comme celles des

mines souterraines.

Sur base des considérations ci-dessus, il est parfois difficile de donner

une classification des méthodes à ciel ouvert.

Dans ce cours, nous allons distinguer deux catégories des méthodes

d’exploitation à ciel ouvert :

1. une classification qui tient compte de la morphologie du gisement

2. une classification qui tient compte des moyens de déplacement

du stérile

I.1.2 Méthodes d’exploitation basées sur la

morphologie du gisement

Les méthodes d’exploitation dépendant de la morphologie du gisement

peuvent être classées en deux types principaux :

les gisements en forme d’amas et de filon (dressants et semi

dressants)

les gisements subhorizontaux ou tabulaires (horizontal)

Dans le premier cas, il s’agit soit du gisement avec stériles

juxtaposés qui, généralement, affleurent et ayant des terrains durs, soit

des gisements ayant des terrains de recouvrement superficiels (ex :

cuivre, fer).

Dans le second cas, il s’agit des gisements sans stérile de

recouvrement qui affleurent (calcaire, porphyre), soit des gisements

ayant des terrains de recouvrement superficiels (lignite, charbon,…)

I.1.2.1 Méthode par fosses emboîtées

Palabora, la plus grande mine à ciel ouvert du monde

Dans le cas des gisements en amas ou des filons, l’exploitation se

développe verticalement en contre bas par fosse successives comportant

du minerai et du stérile que l’on est obligé d’excaver, et de déplacer au

fur et à mesure de l’approfondissement des travaux d’exploitation. C’est

une méthode générale appelée excavation globale, il s’agit d’un grand

cratère dont le profil est constitué de gradins. La crête de chaque gradin

est représentée en plan par une courbe fermée. Si la région est

montagneuse, certains gradins peuvent être incomplets, ce qui permet

périodiquement de créer des nouveaux gradins plus profonds en faisant

progresser le front des travaux en profondeur.

La zone minière : il est toujours variable et le creusement de

l’incliné se réalise jusqu’au stade final de l’exploitation.

Figure 1. Méthode d'exploitation par fosses emboîtées

Ce type d’exploitation possède deux particularités :

la conduite des travaux d’exploitation présente un caractère

irréversible, leur évolution étant fixée par une étude

préalable de la forme ultime (finale) et il est pratiquement

impossible de s’en écarter par la suite, ceci à cause du

rapport de découverture important qui peut survenir en

voulant extraire une partie de minéralisation non incluse

dans le projet de la fosse finale.

Le rapport de découverture étant fonction de la profondeur

d’exploitation et de la morphologie du gisement, ses

variations peuvent dans certaines conditions être

importantes entre deux phases d’exploitation successives.

Par conséquent, la planification de la production minière est l’un

des problèmes délicats de ces types d’exploitation. Cette méthode exige

la constitution des terrils extérieurs non loin du champ minier, à des

endroits spécialement prévus à cet effet.

I.1.2.2 Méthodes d’exploitation par tranchées successives

Dans le cas des gisements subhorizontaux ou en plateures,

l’exploitation se développe horizontalement et en s’efforce pour diminuer

la distance de transport du stérile, de le déposer dans la fosse aussitôt

après avoir exploité le minerai. Ce remblayage peut être fait soit par un

seul engin (pelle ou dragline de découverture), soit au moyen de pont de

transfert ou des sauterelles, soit par des camionsbennes associés aux

bulldozers.

Cette méthode est appelée méthode par tranchées successives,

c’est-à-dire des terrains en place qui recouvrent la couche minéralisée

sont déplacés et remis en arrière là où on a déjà enlevé du minerai.

Figure 2. Méthode d'exploitation par tranches successives

I.1.2 Méthodes d’exploitations basées sur des

déplacements des stériles

Les moyens mis en œuvre pour déplacer les stériles déterminent les

principaux paramètres de la méthode d’exploitation à ciel ouvert :

La hauteur et le nombre de gradins des stériles et du minerai

La largeur des plates-formes de travail

Le nombre d’inclinés pour le transport

Le nombre de fronts d’abattage, l’ordre et le système de déplacement

des fronts des travaux

La quantité des réserves découvertes et préparées

Ainsi, on distingue cinq méthodes d’exploitation en se basant sur

le mode de transport des déblais au sein de la carrière avec formation

des terrils intérieurs ou extérieurs.

1. Méthodes sans transport : cette méthode peut être soit

simple, soit avec remaniement des déblais ou terrils. Dans le

premier cas, il s’agit de la mise en terril des déblais

directement par l’excavateur employé pour l’enlèvement des

morts terrains. Tandis que dans le second cas, il s’agit de la

formation puissante de stérile. On est amené à employer un

excavateur supplémentaire sur les terrils pour répartir la

roche déversée par un excavateur de déblaiement. Comme

excavateur, on utilise les pelles mécaniques et draglines. Les

champs d’application de la méthode sont :

Les couches horizontales de puissance limitée avec le

recouvrement de dureté moyenne et d’épaisseur limitée

Les couches à moyen pendage incluses dans les terrains

tendres et situées à faibles profondeurs. Ce qui permet

de remanier deux ou plusieurs fois le déblais au moyen

d’excavateur.

2. Méthode avec emploi d’engins de transfert : la méthode est

employée lorsque les déblais sont rejetés dans le terril

intérieur au moyen d’engins de transport mobiles(sauterelles

et pont de transfert) et les matériels d’exploitation étant des

excavateurs à godets multiples. La méthode est utilisée lors

de l’exploitation des couches horizontales ou

subhorizontales de recouvrement meuble et d’une grande

épaisseur.

3. Méthode spéciale : c’est une méthode où les déblais sont

évacuées au moyen des engins suivants :

Scrapers

Monitors et pompes

Grues

Convoyeurs avec stackers (rembalyeurs) ; les deux premiers

types d’engins sont utilisés lors de l’exploitation des

couches horizontales et subhorizontales de

recouvrement tendre et meuble. Tandis que les deux

derniers moyens sont utilisés lorsque la couche minéralisée

doit avoir un fort pendage et être incluse dans les terrains

durs.

4. Méthode avec transport des déblais : c’est une méthode

utilisée dans toutes formes de gisements (horizontal, semi

dressant et dressant) et de toute dureté de recouvrement en

employant les excavateurs de tout type. Le transport des

déblais se fait par divers engins de transport (camion,

locomotives et wagons, convoyeur à bandes) vers le terril

extérieur ou intérieur.

5. Méthode mixte : elle est employée lors de l’exploitation des

couches horizontales ou peu inclinées, de puissance limitée

et de recouvrement tendre, meubles ou de dureté moyenne.

Les déblais provenant des gradins supérieurs où l’on emploie

les excavateurs de tout type sont transportés dans les

différentes unités de transport (camions, locomotives et

wagons, convoyeurs à bande) jusqu’au terril intérieur ou

extérieur, tandis que les déblais provenant des gradins

inférieurs ou l’on utilise les excavateurs à organe de travail

de grandes dimensions sont rejetés dans le terril intérieur au

moyen des excavateurs et dans le terril extérieur au moyen

des engins de transport.

I.1.4 Types de fronts de carrières et ordre de

progression

Selon l’ordre, la position des tranchées d’accès au front des carrières

sur le niveau d’exploitation, on distingue trois principaux cas :

1. Front unilatéral

2. Front bilatéral

Figure 3. Front unilatéral

Figure 4. Front bilatéral

Figure 5. Front central Le front central

demande des investissements supplémentaires pour

donner accès au gisement par rapport aux schémas unilatéral

et bilatéral (les deux premiers schémas). En contre partie, il

assure le travail indépendamment des moyens d’exploitation

(minimum deux excavateurs sur le même niveau

d’exploitation)

D’une façon générale, l’ordre de l’extraction des matériaux suivant

le front de carrière d’un gradin quelconque est déterminé par des

moyens d’excavation et de transport. On distingue essentiellement les

types d’extractions suivantes :

1. Extraction par tranches horizontales de faible hauteur avec

disposition des enlevures en direction du front des gradins.

Cette méthode convient à l’emploi des scrapers et des

bulldozers (par exemple lors de l’exploitation des gîtes

alluvionnaires de diamants)

2. extraction par tranches verticales de faibles épaisseur

suivant le talus du gradin. Ce procédé est pratiqué lors de

l’utilisation des excavateurs à chaînes à godets.

3. Extraction par enlevures orientés dans la direction du front

des gradins : ce procédé est généralement répandu lorsqu’on

utilise des pelles mécaniques et hydrauliques accompagnées

des camions-bennes ou des locomotives et des wagons.

4. Extraction par enlevures orientées transversalement par

rapport au front de gradin : ce procédé est généralement

pratiqué lorsqu’on utilise la roue pelle accompagnée

habituellement des moyens de transport suivants :

convoyeur à bandes, parfois locomotive et wagon ainsi que

draglines.

La vitesse de progression du front de carrière est donnée par

l’expression suivante :

Pa

Vf = (m/an) Lef .Hg

Avec Pa : la production annuelle en m3/an

Lef : la longueur totale du front de carrière sur tous les

niveaux d’exploitation en m

Hg : la hauteur du gradin en m

Dans les carrières contemporaines, la vitesse de progression du front

de carrière varie de 30 à 400 m par an. Cette progression est la plus

faible dans les gisements semi dressants et dressants exploités par la

méthode des fosses emboîtées ; et la plus grande dans les gisements en

plateure exploité par la méthode des tranches successives.

I.2 Eléments fondamentaux en mine à ciel

ouvert

Le stade principal en mine à ciel ouvert consiste à élargir petit à petit

une tranchée de découpage dont les parois sont taillées et prennent par

la suite la forme d’un gradin.

I.2.1 Gradins

C’est un élément fondamental technologique de l’exploitation à ciel

ouvert représentant une partie des morts terrains ou du gisement

enlevée de manière autonome et qui est desservi par des moyens de

transport qui lui sont propres.

Chaque gradin a généralement deux surfaces dégagées :

Le front d’attaque

Le talus du gradin

Les éléments géométriques et technologiques sont sur la figure

cidessous :

Figure 6. Eléments géométriques et technologiques d'un gradin

1. Toit du gradin : c’est la surface horizontale limitant le gradin

à sa partie supérieur

2. Mur : c’est la surface horizontale limitant le gradin à sa partie

inférieure

3. Talus : la surface latérale inclinée limitant le gradin du coté

vide de l’exploitation

4. Front d’attaque : c’est l’emplacement où l’excavateur travaille

5. Arrête supérieure : c’est la ligne d’intersection entre le toit et

le talus

6. Arrête inférieure : c’est la ligne d’intersection entre le mur et

le talus

7. Angle du gradin : c’est l’angle formé entre le mur et le talus.

Cet angle est choisi suivant la nature des roches et

particulièrement en fonction de leur nature.

La largeur de la plate forme de travail est habituellement de 10 m

afin de faciliter les manœuvres de transport.

Les gradins qui reculent au cours d’exploitation à ciel ouvert sont

appelés gradins en exploitation. Les gradins autres que ceux en

exploitations sont limités par des plates formes étroites dont la largeur

est de 20 à 50 % de la hauteur du gradin. Ces plates formes sont

destinées à améliorer la stabilité des talus et on les appelle banquettes

de sécurité.

Une partie de l’enlevure limitée en longueur par des moyens

d’abattage et de chargement indépendant s’appelle bloc.

D’une carrière quelconque ou mine à ciel ouvert, l’ensemble des

gradins en exploitation constitue en général une vaste excavation dont

la configuration générale est représentée par la figure suivante :

Figure 7. Schéma d'un bloc d'exploitation

Figure 8. Coupe verticale d'une mine à ciel ouvert montrant certains éléments fondamentaux à ciel ouvert

La plate forme inférieure du dernier gradin s’appelle le fond de la

carrière.

I.2.2 Bords de la carrière

Les bords de la carrière sont des surfaces latérales limitant les vides

créés par l’exploitation. Ce sont des plates-formes et des talus des

gradins.

On distingue :

Les bords de travail

Les bords inexploités

Les bords de travail représentent un ensemble de gradin sur

lesquels les travaux d’exploitation sont exécutés progressivement. Les

bords inexploités sont des bords où l’on n’effectue pas les travaux

d’exploitation et sont utilisés pour l’évacuation des produits et la

sécurité des travaux.

Souvent, on prend comme niveau de référence, le niveau de la mer.

Ici à Lubumbashi, nous sommes au niveau 1200. Ainsi, la surface du

sol est considérée à ce niveau. Si nous descendons de 10 m, nous avons

successivement 1190 m ; 1180 m ; …

I.2.3 Contour de la carrière

Le contour supérieur de la carrière est l’intersection du bord supérieur

de la carrière et la surface vierge. Tandis que le contour inférieur est

l’intersection du bord inférieur de la carrière et de son fond.

I.2.4 Talus de la carrière

La position principale du bord de la carrière en tout moment

d’exploitation est caractérisée par le talus de la carrière. Ce dernier

représente une surface imaginaire passant par le contour supérieur et

inférieur de la carrière.

L’angle de talus de la carrière est déterminé en fonction de :

La position de la profondeur d’exploitation Hx

La largeur de la plate forme de travail et banquette de sécurité

La tenue des roches formant le bord de la carrière

Pour les bords de travail, l’angle de talus γ1 est toujours inférieur

à celui du bord inexploité γ2.

D’une façon normale, on adopte des angles des talus plus faibles

pour une roche de mauvaise tenue. Par contre, on adopte des angles

plus élevés pour une roche de bonne tenue.

Le talus de liquidation est la pente générale des talus de la carrière

dans la phase finale de ses activités. Il est choisi sur base des calculs

spéciaux de manière à assurer la stabilité des bords de la carrière et la

diminution des stériles à excaver. Pratiquement, l’angle de talus de

liquidation correspond dans la plupart des cas à l’angle de

talus de la carrière du coté du bord inexploité. C’est-à-dire γ2 =γ2''

I.3 Travaux miniers

I.3.1 Découverture

La découverture est l’enlèvement du mort terrain qui recouvre un

gisement dans le but de l’exploiter à ciel ouvert. Les gisements sont

exploités à ciel ouvert…. Relief du terrain est favorable aux travaux

d’accès et que le prix de revient d’une tonne du minerai tout venant est

inférieur à celui qu’un obtiendrait en utilisant l’exploitation souterrain

ainsi qu’au cours du marché d’une tonne du minerai extraite.

La découverture d’un gisement se fait par le creusement des

tranchées principales qui donnent accès à la couche minéralisée et des

tranchées de découpage qui préparent le champ de la carrière à

l’exploitation.

I.3.2 Rapport de découverture

Le rapport de découverture est le rapport entre la quantité de stérile et

la quantité du minerai extraite simultanément dans un projet ou phase

d’exploitation.

Ce rapport apparaît comme une caractéristique moyenne réalisée à un

stade d’exploitation ou réalisée à partir de ce stade.

Lorsque le gisement est stratiforme ou subhorizontal et ayant un

recouvrement superficiel (ou mort terrain), on parle de taux de

recouvrement ou de découverture.

Mathématiquement, le rapport de découverture est défini par

Qs

Rd = ; Avec : Qm

Rd : le rapport de découverture

Qs : la quantité de stérile extraite ou excavée Qm :

la quantité du minerai extraite.

Le rapport de découverture peut être exprimé

Soit en m3/ m3, on parle du taux de découverture volumétrique

Soit en t/t, on parle du taux de découverture pondérale

Soit en m3/t, on parle du rapport de découverture qui représente le

cubage du stérile excavé pour extraire une tonne de minerai.

Le rapport de découverture dépend de la morphologie du gisement

et de la profondeur à laquelle celui-ci se trouve.

I.3.2.1 Mine à ciel ouvert avec Rd constant

Il s’agit des mines à ciel ouvert où le rapport de découverture reste

constant durant toute l’exploitation. On arrive à une telle évolution

lorsque la couche minéralisée a une grande extension horizontale et un

recouvrement régulier des stériles (gisement en plateure ou

subhorizontal). Dans ce cas, on peut approximativement définir le taux

de découverture par le rapport de l’épaisseur des stériles Hst de

recouvrement à la puissance moyenne ma du gisement. Ce qui s’exprime

:

Hst

Rd =

I.3.2.2 Mine à ciel ouvert à Rd variable

a m

Figure 9

Il s’agit des mines à ciel ouvert où le Rd varie avec

l’approfondissement des travaux d’exploitation. Dans ce cas, comme le

Rd augmente avec la profondeur d’exploitation (gisement dressant et

semi dressant), le prix de revient d’une tonne extraite à ciel ouvert qui

lui est proportionnel varie de la même façon.

L’expression du Rd par unité de l’étendue du gisement se définit par

Qs1 + Qs2 + Qs33/t.s)

Rd = (m Qm

Avec Qs1 : la quantité de stérile de recouvrement

Qs2 et Qs3 : la quantité de stérile intercalaire

…à ciel ouvert. Ainsi, la limite de rentabilité à ciel ouvert correspond à

l’égalité de ces deux prix de revient. Donc Ps=Pt, et Ps = Pe+Rd.Pd

Ps − Pe

Ce qui donne Rdl = Pd

On arrête l’exploitation à ciel ouvert lorsque le Pr d’une tonne de

minerai extraite en ciel ouvert est supérieur au prix de vente d’une tonne

de minerai extraite ou traitée. Dans ce cas, la limite de rentabilité di’une

mine à ciel ouvert correspond à l’égalité de ces

Figure 10

Pv − Pe derniers : Pt=Pv et Pe+Rd.Pd ; ce qui donne Rdl = Pd

La détermination du rapport limite de découverture nécessite des

études assez complexes. Le passage de la mine à ciel ouvert à celle

souterraine n’est pas du tout une simple opération.

I.3.3 tempérament

C’est le rapport entre la quantité totale des matériaux excavés (stérile et

minerai) exprimé en m3 et la quantité des minerais valorisables en

tonnes sèches (ts) réalisée à un stade d’exploitation.

Mathématiquement, le tempérament est exprimé par le rapport suivant

:

Qms Te = (m3/ts) Qmv

Avec Qms : le cubage total des matériaux excavés et déplacés en m3

Qmv : le tonnage total du minerai valorisable extrait en tonnes sèches

Graphiquement, le tempérament est représenté comme le montre

la figure ci-dessous qui, en réalité, est irréalisable à cause des aléas de

la production.

Figure 11. Courbes des tempéraments

I représente le point initial des activités

F représente le point correspondant à un certain stade

d’exploitation ou un point final des activités d’exploitation.

On remarque que le tempérament représente alors la pente ou le

coefficient angulaire de la droite IF. L’expression du tempérament

suppose qu’une étude préalable de teneur de coupure a été faite et cela

en fonction de l’évolution des techniques de récupération et du prix du

métal sur le marché considéré à long terme.

En effet, suivant l’évolution du cours de métal sur le marché

international et des techniques minéralogiques et métallurgiques de

récupération, on peut soit abaisser, soit élever la teneur de coupure.

Dans la conjoncture favorable où la valeur du métal est élevée, on

peut produire des concentrés à des teneurs plus basses, donc on

abaisse la teneur de coupure. Ce qui entraîne généralement la

réduction de la quantité des stériles enlevés et une augmentation

des réserves valorisables. Dans ce cas, le tempérament est défini

par la tangente tg αF’’ qui est la pente de la droite IF’’.

Dans la conjoncture qui est défavorable, il faut au contraire

produire des concentrés plus riches pour que l’exploitation puisse

être rentable. Donc on augmente la teneur de coupure. Ce qui

entraîne normalement une diminution de la quantité du minerai

valorisable et une augmentation de la quantité des stériles. Dans

ce cas, le Te est défini par tg aF’ qui est la pente de la droite IF’.

Compte tenu des contraintes réelles de l’exploitation on prend en

considération dans le calcul du Te et du transport des produits depuis

le front d’abattage jusqu’à leur point de destination, ainsi que les tonnes

métal vendables, on introduit ainsi dans la formule du Te la notion des

distances standards et celle de tonnes métal. On obtient la formule plus

élargie du Te qui peut s’exprimer comme suite :

Te'= tonnem3km−métal.st

Avec km.st : kilomètre standard

N.B : la teneur de coupure est la teneur limite en dessous de laquelle le

minerai n’est plus exploitable économiquement. Cette teneur est

étroitement liée à la technologie utilisée pour la récupération des métaux

valorisables tant au niveau de la minéralogie qu’au niveau de la

métallurgie.

Le tempérament et le rapport de découverture sont liés par l’expression

suivante :

V min+Vst

Sachant que Te = ; avec Vmin le volume du minerai extrait et T min

Vst le volume de stérile enlevé en m3 ; et Tmin le tonnage du minerai

extrait en ts.

Vst

Or Rd = ; T min

Ainsi l’expression du tempérament devient :

V min Vst T min Vst 1

Te = + = + = + Rd T min T min d min.T min T min d min

1 On retient donc que Te = + Rd d

min

Avec dmin , la densité du minerai

I.3.4 Distance standard

La plupart des mines à ciel ouvert évacuent leurs produits par un

système pelle benne ou chargeuses bennes.

Ce système est celui qui offre une grande souplesse et qui s’adapte aux

conditions variées que peut connaître une exploitable à ciel ouvert. Ses

avantages sont bien souvent décisifs car d’une manière générale, le

transport constitue sur le plan économique, la plus grande partie du

coût d’exploitation minière.

Dans ce qui suit, nous allons nous limiter à la formulation de la

distance standard, ce qui nous permettra d’avoir une base de

comparaison des différentes conditions.

I.3.4.1 Définition

La distance standard représente une distance fictive qu’aurait effectué

une benne à une vitesse moyenne hors carrière sur un plat horizontal

pendant un temps égal à la moitié du temps de cycle sur un circuit réel.

On peut également la définir comme une mesure en carrière pour les

distances parcourues par les bennes en contrôlant le rendement aussi

bien de transport que celui des excavateurs des chantiers.

I.3.4.2 But de la notion de la distance standard

La notion de distance standard s’est imposée suite à certaines

difficultés concernant :

Les évacuations de la production

La comparaison de deux chantiers différents ou de deux carrières

ou de deux époques différents.

Ainsi, il fallait un moyen conventionnel pour :

Pouvoir uniformiser le transport dans les différents chantiers ou

carrières

Pouvoir prévoir les heures bennes nécessaires pour l’évacuation

d’un cubage donné.

Mieux planifier les travaux, les contrôler et les évaluer.

La définition de la formule de distance standard, exprimée en m3/h

est à la base de la base de la notion de la productivité exprimée en

m3 km.st/h.

La formule de distance standard tend à exprimer la réalité et elle

doit faire l’objet d’une vérification fréquente pour couvrir les effets

saisonniers et déceler les améliorations possibles telles que :

Temps d’attente

Temps de chargement

Vitesse moyenne des camions ou bennes, etc

I.3.4.3 Etablissement de la formule de distance standard

Etant donnée la complexité du problème de transport et des aléas de la

production, on va se limiter lors de l’établissement de la formule de

distance standard aux facteurs essentiels suivants :

Le type ou l’état mécanique du camion ou benne utilisé

La composition du travail (incliné, horizontal)

Le type de terrain (tendre ou abattu)

Par ailleurs, on doit respecter les hypothèses suivantes :

Les bennes roulent de la même façon (ce qui n’est vrai)

L’état des trajets des chantiers est bon

Le positionnement de la benne par rapport à l’excavateur est

convenable

Les opérateurs des excavateurs ainsi que les chauffeurs des bennes

ont les mêmes habilités.

a) Profil du trajet : chantier d’exploitation/remblai

Figure 12. profil du trajet: chantier d'exploitation/ remblai

A : fond de la carrière

B et D : inclinés (8% à 10 %)

C : Hors carrière

E : remblai

b) Temps de cycle benne

Ce temps est défini par : T= Tv+Tf ; Avec :

Tv : temps variable=Ta+Tr (Ta : temps aller (benne chargée) et

Tr : temps retour (benne vide) et Tr : temps retour (benne

vide)

Tf : Temps fixe qui est défini par :

Tf = tma + tatt + tc + tmc + td + t'mrg + t'mvt ; Avec :

• tma : temps de manœuvre sur chantier

• Tatt : temps d’attente à la pelle

• Tc : temps de chargement du camion

• Tmc : temps de manœuvre de déversement sur remblai

• Td : temps de déversement ou de déchargement

• T’mrg : temps de ravitaillement en gasoil rapporté au

temps de cycle de la benne sans attente à la pelle

• T’mvt : temps de la visite d’une benne rapporté au

temps de cycle de la benne sans attente à la pelle.

c) Vitesse moyenne de la benne

Connaissant la distance de chaque troncon parcouru par les

bennes ainsi que le temps nécessaire pour parcourir cette

distance(déterminer par………………………………………………….

1. sur l’incliné : le temps ti pour parcourir la distance Di

Di sur l’incliné à la vitesse Vi est donné par : ti = . La

Vi

Di

distance standard sur l’incliné vaut : Dst.i = ti.Vh = Vh. Vi

L’accroissement unitaire par rapport à la dénivellation

∆v en prenant en considération la pente p exprimé en %

' εI = 1 Vh

ε=

2. Sur le

remblai

: sur le

remblai,

le temps

pour

parcourir

Dr la distance Dr à la vitesse Vr est donné par : tr = .

La Vr

Dr

distance standard pour le remblai vaut : Dst.r = Vh. Vr

Dr Vh

L’accroissement absolu ∆R = Vh − Dr = Dr( −1) Vr Vr

∆R Vh

est donné par : 1) ( − Vi p p

I

Figure 13. Profil du trajet sur incliné

Dv Di Dst I i '

ε + =

L’accroissement unitaire :εr = = −1. Dr Vr

D’où Dst.r = Dr¨+εrDr

3. Hors carrière

Le temps th pour parcourir la distance Dh hors carrière à

Dh la vitesse Vh est donné par : th = . La distance standard Vh

Dh

hors carrière vaut : Dst.h = Vh = Dh Vh

La distance standard vaut :

Dst = Df +εf Df +εI' +εrDr + K

Avec

Df : distance horizontale au fond de la carrière dont la valeur ne

peut excéder 200 m. on suppose que l’excédant est une bonne

piste et la benne peut rouler à la vitesse Vh

Dv : distance correspondant à la dénivellation entre le point de

chargement et de déchargement

Dr : la distance horizontale sur le remblai dont la valeur ne peut

excéder 200 m. on suppose que l’excédant est une bonne piste

et que la benne peut rouler à la vitesse Vh

K : terme représentant une distance fictive correspondant au temps

fixe Tf que l’on calcule par l’expression suivante :

Tf .Vh

K = . Le terme K est variable suivant

: 2 o Le mode de chargement

o La nature des terrains chargés

o D’autres facteurs tels que la pluie, le mauvais état de

chantier ou du remblai, route glissante…

Calcul du terme T’mrg

Le temps moyen de ravitaillement en gasoil Tmrg se calcule par

Trg l’expression suivante : Tmrg = .n (s/h), Hth

Avec

Trg : Temps de ravitaillement en seconde et n le nombre de fois que

la benne passe au ravitaillement en une journée.

Hth : heures théoriques de travail d’une benne par jour

Le temps moyen de ravitaillement en gasoil T’mrg rapporté au

temps de cycle en minutes de la benne sans attente à la pelle est calculé

par l’expression suivante :

Tmrg

T'mrg = Dcy (s/cycle benne) 60

Avec Dcy : durée du cycle de la benne sans attente à la pelle en minute.

Calcul de T’mvt

le temps moyen de visite d’une benne par heure se calcule par :

Tvt

T'mvt = n (s/cycle

benne) Hth avec

Tvt : temps de visite d’une benne en s n

le nombre de visite par jour

le temps moyen de la visite d’une benne T’mvt rapporté au temps

de cycle de la benne en minutes sans attente de la benne à la pelle est

calculé par l’expression suivante :

Tmvt

T'mvt = Dcy s/cycle benne 60

I.3.4.4 Détermination de la distance standard d’une

carrière

Elle se détermine de la manière suivante :

l’on détermine la distance de chaque trajet par l’application de

la formule générale de la distance standard

connaissant le cubage à transporter sur chaque trajet, on

calcule pour ce dernier le m3 km.st

on fait la sommation des m3 km.st de l’ensemble des trajets

de la carrière pour une période bien déterminée.

Enfin, on détermine la distance standard de la carrière en

divisant le total de m3 km.st de la carrière par le cubage planifié

durant une période bien déterminée (cela peut être un mois, un

trimestre, un semestre, une année…) Nous avons la formule :

= ∑ n=1 mi3km.sti

i

Dst i Cp

Avec :

Dsti : la distance de la carrière en km.st n

: le nombre de trajets de la carrière m3i : le

cubage à transporter par trajet i km.st i :

la distance standard du trajet i

Cp : cubage planifié de la carrière pour une période

déterminée.

Remarque

Dans les mines à ciel ouvert de la GCM, on utilise les formules

suivantes pour le calcul de la distance standards :

Dst = Dh +10Dv + 500m (Traction électrique)

Dst = Dh + 5Dv +175m (Traction électrique)

Dst = Dh +11,6Dv +1,455Dr + 0,35Df Nouvelle formule

A la Minière de Bakwanga (MIBA), on utilise les formules suivantes

:

Dst = Dh + 27,88Dv +1,21Df + 0,5Dr + K

Avec K=1190 m (pour la pelle DEMAG)

I.3.5 Séquences d’exploitation, avance et retard en

découverture

Il est très indispensable de représenter graphiquement la séquence

d’exploitation par le lieu géométrique des points représentant les états

de la carrière par lesquels l’évolution du profil s’appuie en se

développant dans l’espace.

A l’intérieur d’une même cavité minière, il existe une infinité de

séquences d’exploitation tendant vers le profil résiduel (ultime). De ce

fait, il est d’une importance capitale de choisir la meilleure évolution

possible, c’est-à-dire la séquence d’exploitation rationnelle.

L’ensemble des points d’un plan étant isomorphe, nous serions donc

amenés à représenter un état de la carrière par un point du plan dont

les composantes sont :

• Le cubage total (stérile et minerai) circonscrit par un état de la

carrière en ordonnée

• Le tonnage de minerai circonscrit par cet état de la carrière en

abscisses

Comme il existe une infinité de profils ou séquences d’exploitation

permettant d’extraire en y années x tonnes sèches de minerai, nous

considérons par exemple deux carrières afin d’étudier l’avance et le

retard en découverture.

La première carrière qui extrait x tonnes sèches de minerai avec un

minimum de cubage total et dont l’évolution est représentée sur la figure

ci-dessus par la droite IR. Cette carrière est caractérisée par un

tempérament partiel qui est la pente de la droite IR.

La deuxième carrière qui extrait x tonnes sèches de minerai avec

un grand cubage total (stérile et minerai) et dont l’évolution est

représentée par la droite IA ; cette dernière est caractérisée par un

tempérament partiel qui est la pente de la droite IA.

L’évolution de la carrière suivant la droite IR se fait avec retard en

découverture par rapport aux objectifs M et F. Tandis que l’évolution de

la carrière suivant la droite IA se fait avec avance en découverture pour

les même objectifs. Entre les points initial et final, il existe une infinité

de séquences d’exploitation dont toutes les courbes représentatives

aboutissent au même point final F.

L’enveloppe de toutes les courbes situées à droites et en bas de la

droite IF est appelée courbe d’exploitation à tempérament instantané

minimum (CETIMIN). Dans cette séquence d’exploitation théorique, on

cherche donc à chaque moment tout au long de la vie de la carrière à

effectuer un terrassement marginal à un taux de tempérament

minimum.

Il est évident qu’un projet d’exploitation d’une carrière ne peut être

basé sur une CETIMIN. La zone en dessous de la CETIMIN est la zone

d’épuisement des minerais découverts dans les limites du champ minier

avec comme conséquence l’arrêt d’extraction des minerais tout venant.

La zone entre la droite IF et la CETIMIN est une zone d’extraction

excessive avec la constitution des remblais en minerai tout venant par

dépassement dans la plupart des cas de la capacité de l’alimentation de

l’usine de traitement.

Financièrement parlant, la stratégie IR correspond à un

investissement réduit à court et à moyen terme du fait que le prix des

engins miniers à la disposition de l’exploitation (engins d’excavation, de

chargement, de foration, de transport et de terrassement) est moins

important dans l’évolution IA avant sa découverture. En ce qui concerne

le long terme, un financement important est exigé et avec comme

conséquence un suréquipement à la fin de la durée de la vie de la

carrière (non amortissement complet des engins des engins). Cette

stratégie ne met nullement l’exploitant à l’abri des impondérables

pouvant surgir tout au long de la durée d’exploitation de la carrière.

L’enveloppe de toutes les courbes en haut et à gauche de la droite

IF est appelée courbe d’exploitation à tempérament instantané

maximum (CETIMAX). Dans cette séquence d’exploitation théorique, on

cherche donc à chaque moment tout au long de la vie de la carrière à

effectuer un tempérament à un taux de découverture maximum. La zone

entre la droite IF et la CETIMAX conduit à la rupture des alimentations

en minerai des remblais et des usines de traitement dans le cas d’une

seule carrière. Tandis que la zone au-delà de la CETIMAX est une zone

d’excavation excessive des stériles avec comme conséquence l’arrêt

d’extraction des minerais tout venant.

Ainsi donc, on doit prévoir une avance en découverture permettant

:

• De régulariser le cubage total annuel à déplacer

• De se prémunir contre les événements imprévus

• De ne pas modifier fréquemment la composition du parc de

matériel en faisant varier chaque année les tempéraments

avec comme conséquence le suréquipement au stade final de

l’exploitation de la carrière.

Enfin, on peut conclure que l’accumulation des retards en

découverture et leur report à plus tard ne font que reporter à une période

à venir tous les efforts et tous les investissements qu’il faudra répartir

judicieusement dans le temps.

I.3.6 Principales opérations technologiques

Une entreprise autonome dans le cadre duquel se réalise l’exploitation

à ciel ouvert porte le nom de carrière ou découverte ou mine à ciel ouvert.

Dans l’ensemble des travaux miniers d’une carrière, on distingue

quatre opérations technologiques principales :

• L’abattage (avec ou sans explosifs selon la nature de la roche)

• Le chargement des produits

• Le transport

• La constitution des terrils (ceux-ci peuvent être intérieurs ou

extérieurs) ainsi que la constitution des remblais en minerai.

Outre ces quatre opérations technologiques principales, nous

pouvons aussi parler de l’exhaure, de la stabilité des talus et des travaux

de terrassement.

Pour les terrils extérieurs, on utilise les moyens de transport

adaptés (bennes, locomotives et wagons).

Dans les régions plates, on incline les voies en les installant sur

les remblais dont la hauteur augmente progressivement, parfois on

utilise le relief de la région (ravins, dépressions…).

Les terrils intérieurs se font sans moyen de transport en jetant le

stérile dans les vides crées par l’exploitation ; cette opération appelée

transfert se fait par des pelles mécaniques et draglines de découverture,

ponts de transfert et sauterelles. Qu’il soit intérieurs ou extérieurs, les

terrils ont soit un seul ou soit plusieurs gradins pouvant s’étendre par

déplacement soit parallèle, soit en éventail, soit en anneaux.

Figure 14. Extension en parallèle

Figure 15. Extension en éventail

Figure 16. Extension en anneau

En mines à ciel ouvert, il existe deux schémas types des quatre

opérations technologiques selon qu’on se trouve dans les roches dures

ou dans les tendres.

1. dans les roches dures

2. dans les roches tendres

Stackers, sauterelle

Bulldozers Charrues

Locomotive et wagons Camions convoyeur

Concasseur

• Excavateur à godet unique • Chargeuse frontale

Foration et minage Abattage

Chargement

Transport

Mise en terril & des constitution

remblais en minerai

I.3.7 Dispache

I.3.7.1 Définition et rôles

Le mot « dispatche » est un mot d’origine anglaise qui signifie

expédition. Tandis que le dispatching est défini comme un centre de

commande qui assure le trafic jouant un grand rôle dans l’exploitation.

Tout dispatching minier a pour objectif d’utiliser au mieux les

moyens de production.

Dans une mine à ciel ouvert, le dispatche doit permettre de o faire

respecter le programme de production par une répartition

intelligente du matériel (moyens de production)

o faire ressortir les causes de chômage et toutes sortes

d’anomalies en vue d’améliorer le taux d’utilisation des

engins

Le dispatche a comme rôle :

o assurer la gestion des engins d’exploitation (pelles,

chargeuses frontales, scraper à roues, sondeuses, bulldozer,

niveleuses ou graders, des camions-bennes, des convoyeurs

à bandes, des locomotives…) et du personnel (situation des

Abattage et chargement

Transport

Excavateur à godet unique

Locos & wagons

Camions

Charrues Bulldozers Stackers ou rembalyeur

Sauterelles

• Sauterelles • Convoyeurs • Ponts de

transfert

Pompage

Excavateur à godets multiples

Monitors

Mise en terril & constitution des remblais à minerais

chauffeurs, des conducteurs des engins miniers, des

opérateurs pelles). Le dispatche permet également de

constituer un pont entre les différents services de

maintenance (suivie des pannes et réorganisation de la

planification).

o Contrôler les entrées des engins miniers sur le chantier, ainsi

que leurs sorties vis-à-vis de la maintenance

o Régulariser les alimentations des usines de traitement

(laverie, concentrateur…) sur base des teneurs renseignées

sur différents remblais en minerais ou différents fronts

d’attaque.

o Planifier la production selon les objectifs à atteindre

(organisation des chantiers sur base des performances des

engins d’exploitation, exploitation selon les priorités fixées…)

o Pour mieux utiliser les moyens de production dans une mine

à ciel ouvert, le dispatche peut englober en son sein des

services suivants :

o Affectation des engins miniers ainsi que leur suivie o Voie

fixe (pose des rails et entretien des voies ferrées) o Transport

du personnel

o Ravitaillement en carburant de chaque type d’engin o

Reprise des remblais en minerais o Service de transport par

courroie

I.3.7.2 Différents types de dispatche

A. Dispatche non informatisé : il s’agit du

dispatche non assisté par ordinateur. Pour

arriver à coordonner les différents services,

le dispatche est muni de radios sous

différentes fréquences qui établissent une

communication continue entre les

différents opérateurs. Lors de l’utilisation

du dispatche non informatisé, il a été mis

en évidence les faits suivants :

A. des informations transmises dans le

système sont souvent : o peu fiables o

fausses ou partielles o discontinues

o sujettes à des rectifications

impossibles

o dépendantes de l’humeur et du

niveau intellectuel de l’agent émetteur

(dispacheur, conducteur benne,

opérateur pelle…)

B. le travail s’effectue avec beaucoup

d’incertitudes et une décision à prendre est

difficilement justifiée

C. l’intervention des exploitants sur chantier

est tardive en cas de chute de rendement

D. l’erreur dans le calcul du rendement et les

heures d’utilisation des engins sur chantier

et leur mise en disposition

B. Dispatche informatisé : la conception du système informatisé

sera basée autour de trois modèles distincts :

1. modèle semi automatique : il s’agit d’un système dont les

données à informatiser, essentiellement les voyages bennes

ou voyages locomotives sont introduites à l’ordinateur par le

dispacheur via communication radios. Le traitement se fera

automatiquement par l’ordinateur qui, en retour, calcule,

analyse, décide l’affectation de l’unité de transport(benne,

locomotive et wagons…) à l’excavateur et en cas d’anomalie,

l’ordinateur renvoie des messages appropriés qui permettent

au dispacheur de réorganiser le dispatching. Ce système ne

permet pas d’identifier et localiser les unités de transport.

L’équipement minimum comprend :

a. mini ordinateur

b. terminal à chaque sortie des carrières

c. poteau télé indicateur.

i. Le principe de fonctionnement est le suivant : à la

sortie de la carrière se trouve un dispacheur qui

signale le mouvement des unités de transport à

l’ordinateur installé au dispatche à l’aide des

touches d’un terminal. Quand une benne chargée

quitte la carrière vers un remblai en minerai ou

stérile, au retour le chauffeur benne lira à l’entrée

de la carrière sur un poteau télé indicateur sa

nouvelle affectation. L’inconvénient du système

est que l’information reçue au dispatche n’est pas

toujours fiable. L’avantage est que l’affectation

des bennes est optimisée.

2. Modèle semi-automatique amélioré : ce système est basé

autour d’un micro-ordinateur et des systèmes de

transmission montés sur les bennes, les données sont

fournies directement à l’ordinateur par le système de

transmission monté sur les bennes en passant par une

station relais compte tenu de la configuration de la ou des

carrières. Les données transmises à l’ordinateur sont traitées

automatiquement. En cas d’anomalie, l’ordinateur informe le

dispacheur qui, par le moyen manuel (radios, phonie)

informe le chauffeur de la benne. La circulation des

informations sera automatique entre les unités de transport

et l’unité de traitement, par contre les décisions seront

données manuellement.

3. Modèle full automatique

1) Objectif du modèle : il s’agit de l’intégration totale de toutes les

opérations de dispatching et surtout des opérations minières liées

à l’exploitation. Un procédé automatique s’avère une nécessité

surtout dans le cas de plusieurs carrières étant donné que le

nombre d’unités de transport et d’excavateurs mis en exploitation

amène un débit de message radios tel qu’il est impossible au

dispacheur d’informer l’ordinateur rapidement de nouvelles

situations. D’où ce dernier n’aura donc pas choisi la solution

optimale. Le système full automatique reste donc un système idéal

pour les opérations complexes de grandes carrières. A part l’objectif

principal de tout dispache d’utiliser au mieux les moyens de

production, le dispatche full automatique vise la maximisation de

la production par optimisation des affectations des bennes sur

différents chantiers, d’où l’augmentation du taux d’utilisation des

bennes. Cette augmentation est tributaire :

1) de l’utilisation des engins de transport ayant plus ou moins

la même capacité de transport (standardisation de la flotte

des bennes)

2) du matériel de localisation automatique des engins de

transport

3) du nombre de pistes assez grand pour permettre une

optimisation aisée des affectations des bennes. La

répartition convenable des engins de transports fera

accroître la production journalière et, partant la production

annuelle. On peut arriver à cette amélioration par :

o la diminution des temps d’attente o la

répartition optimale des unités de transport o

les services constants des engins

o la réorganisation rapide des chantiers en cas

d’incident

2) Principe du modèle full automatique : dans ce modèle, toutes les

opérations sont conduites automatiquement :

1) les données sont transmises directement à

l’ordinateur par système informatique (capteur et

convertisseur) monté sur les engins

2) l’unité de traitement analyse les données et prend

immédiatement les décisions qui sont alors

transmises à l’engin suivant le même processus

3) les messages à fournir aux conducteurs des

engins seront soient affichés sur les écrans

lumineux, soient par synthèse vocal traduit

directement en messages vocaux. Ce système est

plus rationnel mais le plus coûteux

3) Grandes subdivisions du dispatche informatisé full automatique :

ce type de dispatche est subdivisé en trois grandes parties :

1) une localisation et une identification

automatique des engins de transport (bennes et

pelles essentiellement)

2) une communication par radio, station relais et

signaux codés entre le dispatche et les différents

opérateurs

3) un ordinateur qui, ayant reçu des informations

en temps réel, calcule, analyse et optimise

l’affectation des unités de transport.

L’ordinateur fait intervenir des facteurs tels que

les disponibilités des engins et les états des pistes

4) Equipement minimum requis pour le dispatche informatisé full

automatique : Nous citons uniquement les composants du système

en montrant leurs fonctions respectives :

1. Ordinateur : il est placé au dispatche. Il calcule et

décide sur base d’un programme préétabli, adapté aux besoins et aux

caractères particuliers de la carrière.

2. Périphériques : ce sont des équipements installés

à la tour de contrôle et reliés à l’ordinateur par câbles téléphériques

(aériens) ou souterraines. Ces périphériques consistent essentiellement

en trois écrans :

• un écran où le dispacheur surveille les déplacements des bennes

matérialisés par des points lumineux, colorés et codés

• un deuxième écran où le dispacheur fait appel pour des

renseignements tels que :

o production horaire des chantiers o

consommation en carburants

o rendement des pelles et bennes. Dans tous les

cas, c’est le computer qui établit les décisions

liées à des renseignements en temps réels à

base desquels les bennes se déplacent

• un troisième écran où est affiché le journal des décisions du

dispacheur

3. Microprocesseurs : ils sont installés au broyage,

dans les bennes, dans les pelles, dans les balises, au dispatche. Ils

facilitent la liaison entre computer et système radios

4. Radios : ils sont placés dans les cabines des

bennes, des pelles et à l’usine de traitement. Ces derniers sont munis

en plus de microprocesseurs, des consols et écrans qui facilitent la

transmission et la réception des instructions. Une antenne réceptrice

placée à un point culminant facilite la transmission des signaux

5. Balises Beacon : ce sont des appareils placés

aux endroits stratégiques tels qu’à la pelle, à l’entrée de l’usine de

traitement, le long des routes… Leur rayon d’action varie entre 25 et 50

m. Comme rôle, chaque balise de courant faible émet une onde de rayon

d’action faible (50 m) (des codes spécifiques de façon périodique) lorsque

une benne passe dans le voisinage immédiat. Cette dernière capte l’onde

et transmet un signal bien particulier que l’ordinateur localise via

l’antenne réceptrice. C’est ainsi que se passe la localisation et

l’identification des engins en déplacement.

5) Avantages du système informatisé full automatique :

1) Optimisation des affectations des bennes

2) Minimisation des attentes bennes

3) Baisse de chômage des camions-bennes

4) Réduction de la main d’œuvre au dispatche

5) Augmentation de rendement des bennes car le cycle de

la benne devra satisfaire les besoins de deux pelles ou

plus, en minimisant les trajets à vide

6) Informations transmises au dispatche sont exactes,

car elles ne sont nullement influencées par l’humeur

des travailleurs

7) Par son principe de fonctionnement, le dispatche

informatisé full automatique permet de réduire le

nombre de bennes calculé en théorie

6) Inconvénients du système informatisé full automatique

1) Le coût d’acquisition des matériels est élevé

2) Difficulté de transmission des ondes par suite de leurs

interférences. Ces dernières pouvant aboutir à la

destruction du message émis par les balises

3) Adaptation relativement difficile aux mauvaises

conditions de transport sur piste

CHAP II PREPARATION DU CHAMP

MINIER

II.1 Généralités

Dans l’ensemble des travaux préparatoires précédents l’ouverture et

l’exploitation à ciel ouvert, on distingue les étapes suivantes :

II.1.1 Première étape

Elle consiste à l’enlèvement de tous les obstacles aussi bien du genre

naturel qu’artificiel qui s’opposent à l’exécution des travaux miniers

dans l’enceinte ou dans le champ de l’exploitation à ciel ouvert. Il s’agit

:

• De l’assèchement des marécages et du détournement des cours

d’eau

• De l’enlèvement ou déplacement des bâtiments industriels

• Du transfert des routes principales, des voies ferrées…

• Du nivelage de la surface du sol…

Certains travaux posent des problèmes extrêmement sérieux tels

que :

• Détournement des cours d’eau

• Déplacement des installations industrielles

• Transfert des voies ferrées et des routes principales

II.1.2 deuxième étape

Elle consiste à l’assèchement du champ minier de la mine à ciel

ouvert ou de la carrière et la prise des mesures contre les venues d’eaux

météoriques et souterraines.

On distingue d’une part l’assèchement préalable du champ minier

devançant l’ouverture d’une mine à ciel ouvert sur une période de deux

à trois ans, et d’autre part le drainage courant destiné à évacuer les eaux

de surface et souterraines durant l’exploitation proprement dite.

Les travaux de la deuxième étape exigent souvent la réalisation

des forages de reconnaissance, des tranchées drainant, des drains

horizontaux, des tunnels d’évacuation et quelques fois un réseau de

galeries souterraines sous le gisement.

L’assèchement préalable, aussi bien que le drainage courant peuvent

être réalisés de manière tout à fait différente, ce qui dépeint des

conditions telles que :

• La profondeur et le nombre de nappes aquifères dans les régions

exploitées

• L’intensité de l’écoulement naturel des eaux filtrantes des

formations aquifères

• Du relief du terrain

II.2 Problèmes de l’exhaure en mines à ciel

ouvert

II.2.1 Généralités

1) Définition de l’exhaure : l’exhaure ou l’épuisement des eaux

d’une mine à ciel ouvert ou souterraine est l’action de refouler vers la

surface les eaux d’infiltration et souterraines retenues dans les roches

et mises en évidence au cours d’exécution des travaux d’exploitation,

ainsi que la totalité des mesures préventives et passives de protection

contre les noyades de la mine.

2) Objectifs d’emploi d’un système d’exhaure : l’emploi d’un

système d’exhaure a pour objectifs :

a. Exploiter le plus possible dans le sec pour des raisons

suivantes :

i. Les engins miniers sont conçus pour la portance dans

les roches plastiques et sèches

ii. Pour la tenue des pistes et la traction des engins de

transport sur roue

b. Stabiliser le talus des gradins par des moyens suivants :

i. Soit en dégonflant les pressions interstitielles qui

provoquent des éboulements se déclenchant

subitement sans avertissement

ii. Soit en employant l’une des méthodes de drainage

(puisard, tranchées drainant, fossés d’écoulement, des

drains horizontaux, puits filtrants et galeries

souterraines de drainage) choisies selon des venues

d’eau.

3) eaux interférant avec l’exploitation de carrière et leur

système d’évacuation

a) Eaux de pluie

Aux alentours de la carrière, un système de tranchées drainant

devra intercepter les eaux ruissellent vers la carrière. Faisons remarquer

que le coefficient de ruissellement égale l’unité pour les aires exploitées

(remblais, routes…), tandis que il vaut 20 % pour les aires avec

végétations.

A l’intérieur de la carrière, un système de drainage de la surface

libre (fossés d’écoulement) conduisant les eaux vers le puisard devra être

capable d’absorber une averse d’au moins 60 mm suivie de six jours

relativement secs. Ce qui est nécessaire est de connaître la quantité

totale d’eau de pluie à évacuer durant la saison de pluie. Les exploitants

peuvent dimensionner le puisard et faire le choix sur le type de pompe

à installer. Le volume d’eau à évacuer peut être calculé par les formules

suivantes :

V = S.He (m3/an) ; avec :

• V : le volume d’eau à évacuer annuellement en m3/an

• S : la superficie du bassin versant dans le champ minier en

m2

• He : la pluviométrie annuelle ou hauteur moyenne d’eau de

pluie tombée annuellement en m/an

Faisons remarquer que 40 cl d’eau recueillis correspond à 10 mm

de pluie tombée

b) Eaux des lacs et cours d’eau

Si les eaux des lacs et des cours d’eau se trouvent à proximité de

la carrière et si les roches et/ou le sol entre ces lacs et cours d’eau et la

carrière sont perméables, il y aura infiltration directe vers la carrière.

On peut apporter une solution à cette situation

• Soit en détournant le cours d’eau

• Soit en déplaçant le lac

• Soit en revêtant leur fond

• Soit en vidant les cours d’eau

Si les lacs et les cours d’eau sont éloignés de la carrière sur une

nappe phréatique ou sur une couche perméable débouchant dans cette

dernière, il réalimentent la nappe phréatique au fur et à mesure que

celle-ci se décharge dans la carrière. On palie à cette situation en

implantant un système de pompage par puits filtrant à l’extérieur du

champ minier.

c) les eaux souterraines

Elles se trouvent sous deux conditions :

1. soit des poches enfermées dans les formations imperméables

(roches granuleuses, sableuses et isolées). Il s’agit d’eaux fossiles.

Ces poches sont percées soit par le trafic des unités de transport

qui passe dessus, soit par le godet de l’excavateur lors de

l’excavation. Cette eau devra être évacuée par le système de

drainage de la surface des mines à ciel ouvert et des carrières

2. soit la porosité des roches et des réseaux des failles et des cassures

en communication avec la carrière, facilitant les venues d’eau dans

la carrière avec divers réservoirs aquifères. Il faudra intercepter

cette eau par un système de forage de reconnaissance et de puits

filtrants avant qu’elles ne débouchent dans la carrière, ce qui n’est

pas toujours facile.

II.2.3 Drainage à la surface

Lorsque la nappe aquifère se trouve à faible profondeur, environ 10 m),

l’exhaure peut se faire comme suit : on creuse généralement les

tranchées drainant afin d’éviter les venues d’eau météorique et de

protéger en même temps le champ minier de la carrière contre la

pénétration des eaux souterraines. On choisit l’emplacement des

tranchées de façon à environner la carrière de trois côtés. L’évacuation

des eaux en dehors de la carrière se fait par gravité au moyen d’une

pente convenable de la tranchée drainant. En ce qui concerne les puits

filtrant, pour autant que la nappe phréatique ne se trouvent pas à une

profondeur supérieure à 7 ou 8 m sous le niveau où les pompes peuvent

être installées, on peut

1. soit utiliser un grand nombre de trous de petit diamètre appelés

wills, points foncés par injection, branchés sur une batterie de

pompe aspirante.

2. soit utiliser un petit nombre de trous de grand diamètre au fond

desquels sont placés des pompes immergées refoulantes.

Lorsque le niveau hydrostatique se trouve à une grande

profondeur (plus de 100 m), il faut garantir la stabilité des talus

d’exploitation en faisant descendre le niveau hydrostatique en dessous

du niveau d’exploitation le plus profond. L’abaissement nécessaire se

fait actuellement dans les mines à ciel ouvert profonds par des puits

filtrants ( diamètre variant de 2 à 2,5 m) qui peuvent atteindre 500 m de

profondeur et à l’intérieur desquels sont placés des pompes immergées

dont les débits atteignent 15 à 32 m3 par minutes. C’est le cas des mines

de lignite de Rhénanie (Allemagne) qui suite à l’approfondissement, la

quantité d’eau exhaurée est passée de 15 m3/tonne alors qu’au début

de leur exploitation, il fallait seulement exhaurée 1 m3 / tonne de lignite.

Les puits filtrants peuvent être installés soit à l’intérieur du champ

minier, soit à l’extérieur le long du contour du champ minier sur une ou

plusieurs rangées. L’écartement entre les rangées dépend généralement

des caractères hydrogéologiques et du degré d’assèchement.

Sur la figure ci-dessous, nous donnons la disposition des trous

filtrants pour le rabattement de la nappe aquifère dans une exploitation

à ciel ouvert.

Figure 17. Rabattement de la nappa aquifère en exploitation en ciel ouvert

• 1 : sens de la progression d’abattage

• 2 : niveau de la nappe aquifère avant l’exploitation

• 3 : niveau d’eau dans les puits filtrants

• 4 : pompes immergées

• 5 : niveau de la nappe rabattue

• 6 : puits filtrants forés à partir des niveaux des différents

gradins

• 7 : puits filtrants en avant d’exploitation

On remarque que les pompes immergées sont suspendues à des

profondeurs croissantes à mesure de rabattement qui suit le fond des

gradins en maintenant toujours une hauteur de sécurité./*/*/

Finalement, le fonctionnement des pompes placées dans le puits

filtrant contribue au rabattement de la nappe aquifère.

Le puits filtrant implanté à l’intérieur du champ minier au fur et

à mesure de l’avancement et de l’approfondissement de la carrière

présente les avantages suivants :

1. suivant le pendage du gisement et la structure du fond

(perméable ou non), les forages pour puits filtrant intérieur

sont relativement peu profond

2. la solution implique moins de risques d’une grosse erreur si

on ne connaît que mal le contexte hydrogéologique de la

carrière

3. la capacité de pompage à installer est éventuellement

moindre

Par contre, cette solution a comme inconvénients :

1. infrastructure complexe et chère (tous les forages pour puits

filtrants ne peuvent être réalisés en même temps)

2. il faut ménager un accès à l’endroit prévu pour

l’implantation du puits, ce qui augmente le cubage des

stériles à excaver

Les puits filtrants implanté à l’extérieur du champ minier

présente les avantages suivants :

1. infrastructure simplifiée

2. Réserves importantes des rabattements de la nappe

phréatique permettant d’assurer d’extraction des réserves

normatives des minerais durant une période assez longue

tout en préparant de nouveaux fronts d’exploitations

3. soulagement réciproque lorsque plusieurs carrières sont à

excaver dans la même nappe phréatique l’une à proximité

de l’autre (nappe phréatique d’une étendue infinie et

réalimentable)

4. effet optimum sur la stabilité des gradins, donc

éventuellement la réduction du cubage à excaver et

écoulement dangereux

Par contre ces puits filtrants ont comme inconvénients :

1. La capacité de pompage à installer supérieure à la

disposition des puits filtrants implantés à l’intérieur du

champ minier

2. les forages pour puits filtrants sont plus profonds, donc plus

coûteux.

Le choix du type de pompe peut être guidé, à part le débit de la

pompe et ses courbes caractéristiques, par certains critères tels que :

• la difficulté lors de la pose et la dépose (la durée de

l’opération, le type d’engins de manutention…

• les problématiques du point de vue alimentation électrique

et démarrage si l’installation n’est pas fixe

• la sensibilité au minage

• le déficit de pompage (en %) en cas d’une panne de l’une des

pompes immergées dans le puits filtrants

D’autres part pour établir le talus, on utilise des drains

horizontaux qui sont des sondages creusés dans les talus avec une

certaine pente pour canaliser les eaux des talus vers les puisards de la

carrière.

II.2.3 Drainage souterrain

Lorsque la venue d’eau est normale, l’eau s’infiltre dans les galeries

souterraines sous forme de gouttes séparées ou de filets plus ou moins

importants et est ensuite dirigée vers les caniveaux, vers les puisards

(décanteurs) situés à proximité du puits d’écoulements ou vers l’orifice

de la galerie au jour. Finalement l’eau est pompée soit dans les puits

d’écoulement, soit par la pompe sur le radeau dans les puisards de la

carrière.

Pour augmenter l’efficacité du drainage souterrain, on procède

souvent à l’assèchement des formations aquifères situées à proximité

des galeries de drainage.

Schéma de drainage souterrain

Figure 18. Schéma de drainage souterrain

1. Importance du drainage souterrain : le creusement d’un

réseau de galeries souterraines de drainage a l’avantage de servir aux

travaux de reconnaissance supplémentaires. Ce qui est d’une grande

importance notamment dans le cas d’une configuration compliquée du

gisement. Son inconvénient réside dans l’accroissement considérable

des investissements

2. Moyens utilisés pour rendre le drainage souterrain

efficace : pour augmenter l’efficacité de drainage souterrain, on procède

souvent à l’assèchement des formations aquifères situées à proximité

des galeries de drainage. Dans ce but, on utilise des moyens

supplémentaires suivants :

a. Utilisations des filtres : on distingue deux méthodes

Puits d’électricité

Décanteur Gisement

Puisard

Galerie au jour

Galerie de drainage souterrain

d’utilisation des filtres spéciaux visant à assurer le drainage et portant

le nom de filtrage ouvert

i. Dans la première méthode, il s’agit des filtres enfouis que

l’on fixe dans les trous forés à partir d’une galerie de

drainage en montant ou faiblement inclinée. Chaque filtre

représente un complexe de tubes perforés dont la longueur

ne dépasse pas 15 m et le diamètre varie entre 65 à 100

mm. Leur débit horaire est de l’ordre de 55 à 70 m3

ii. Dans la seconde méthode, il consiste à creuser des puits

filtrants profonds à travers toutes les formations aquifères

à partir de la surface du sol jusqu’à la hauteur des trous où

sont installés des filtres enfouis. Le creusement se fait d’une

façon générale décrite brièvement ci-dessus. La différence

consiste dans le mode d’évacuation des eaux souterraines

dont l’écoulement jusqu’aux galeries de drainage se fait par

gravité sans recourir au système de pompage. On utilise

cette méthode de drainage là où les formations aquifères se

trouvent à grande hauteur au dessus des galeries de

drainage.

b. Utilisation des pompes ordinaires : lorsque les eaux

souterraines se trouvent à faible profondeur dans les roches susjacentes

des galeries de drainage, elles peuvent être évacuées par les pompes

ordinaires dont les clapets sont placés dans les puits de drainage boisés

peu profond. La section transversale d’un tel puits de drainage est de 3

m2. La distance entre les puits voisins dans une galerie de drainage peut

atteindre 100 à 150 m.

II.2.4 Drainage mixte

Dans les conditions hydrogéologiques difficiles, on utilise une

méthode de drainage qui représente un complexe de puits filtrants avec

ou sans pompage, de galeries souterraines de drainage accompagnés

soit des filtres spéciaux, soit des pompes ordinaires des puits

d’écoulements.

II.2.5 Surveillance du sol

Lorsque les mines à ciel ouvert sont profondes, l’influence du

rabattement de la nappe aquifère se fait sentir à très grande distance de

l’exploitation, 15 km et plus. Il est donc indispensable d’effectuer

régulièrement des mesures de nivellement pour suivre l’affaissement

éventuel du sol, des maisons et des monuments dans les zones qui

peuvent être affectées.

Les puits de captage d’eau utilisés éventuellement par les

habitants de la région devront faire l’objet d’une attention particulière.

Leur tarissement nécessitera peut être un approvisionnement en eau

d’appoint de la part de la société pendant la durée d’exploitation.

CHAP III ACCES AU GISEMENT

III.1 Généralités A ciel ouvert, l’une des formes principales d’excavation est la

tranchée. La tranchée quelconque est un ouvrage de section

trapézoïdale limitée par ses parois inclinées et à sa partie inférieure par

son front. La longueur de la tranchée est plus importante que sa

profondeur et sa largeur. Dans le plan, l’axe longitudinal d’une tranchée

est appelée trace et peut se présenter sous forme d’une droite ou d’une

courbe de rayon déterminé dont la longueur dépend des moyens de

transport utilisés.

Le choix du procédé de creusement des tranchées dépend :

• Des dimensions de la section transversale des tranchées

• Du relief de la région

• De la possibilité de placer des déblais (morts terrains) excavés

lors du creusement des tranchées sur les bords de ces derniers

• Du type et des caractéristiques des excavateurs utilisés Suivant

la position du fond, on distingue :

• Des tranchées inclinées (tranchées d’accès ou tranchées

principales)

• Des tranchées horizontales ou tranchées de découpage

a) Tranchées inclinés ou tranchées principales : ces

tranchées sont des ouvrages de section trapézoïdale et ont un

profil longitudinal et transversal particulier. Elles donnent accès

au gisement, permettent d’obtenir le front unilatéral de travail et

assurent le transport des produits. Elles se conservent longtemps

ou pendant toute la durée d’exploitation et peuvent être soit en

dehors, soit à l’intérieur du champ minier. Si elles sont destinées

au transport par engins à roues, on les appelle les tranchées

d’accès, leur pente moyenne est généralement inférieure à 10 %.

Lorsqu’elles sont destinées à l’installation d’élévateur (skips ou

convoyeurs), leur pente est forte et on les appelle alors tranchée

ou pente raide. Les tranchées d’accès sont des prolongements

des gradins des tranchées principales.

1. tranchées extérieurs : ces tranchées ont un volume plus

grand que celui des tranchées intérieures. C’est pourquoi on

les emploie pour la découverture du champ d’exploitation

profond. Elles sont creusées à partir de la surface du sol en

dehors du champ de la carrière jusqu’à la limite de ce dernier

au niveau de la plate-forme de travail de l’horizon auquel elle

donne accès.

2. tranchées intérieures : elles sont employées pour la

découverture des champs d’exploitation plus profonds. Elles

sont creusées suivant la limite de la carrière à partir de la

surface du sol ou à partir de l’horizon précédemment découvert

jusqu’au niveau de la plate forme de travail de l’horizon auquel

elle donne accès. Elles sont généralement disposées sur les

bords inexploités de la carrière. Lorsque le transport des

produits abattus se réalise par des convoyeurs à bandes ou des

skips, on creuse sur les bords inexploités de la carrière des

tranchées intérieures d’un pendage correspondant à la pente

maximale des moyens de transport utilisés. Ces tranchées sont

creusées perpendiculairement au talus ou en diagonal.

b) Tranchées horizontales ou tranchées de découpage : lorsqu’on

commence l’exploitation du gradin, l’une ou les deux parois des

tranchées d’accès sont abattues et ces dernières cessent d’exister

en tant que tranchées d’accès pour devenir des tranchées

horizontales ou de découpage. Les tranchées de découpage

préparent le champ de la carrière à l’exploitation. Leur

creusement se fait sur la limite du champ minier à la cote finale

des tranchées d’accès, soit dans les stériles, soit dans le minerai.

Après l’achèvement des tranchées de découpage, on utilise les

divers engins miniers (sondeuses, excavateurs, camions…) au

moyen desquels on réalise l’élargissement de la zone de travail.

L’ensemble des tranchées principales et des tranchées de

Figure 20. Tranchées en diagonale

découpage permet d’assurer finalement la découverture et

l’exploitation du gisement.

III.2 Différents schémas d’accès dans une mine

à ciel ouvert

Dans la plupart des mines à ciel ouvert, l’accès au gisement est assuré

par le creusement des tranchées ou inclinées pouvant être soit

extérieures, soit intérieures. M. E. CHECKO a classifié les schémas

d’accès en quatre groupes suivants :

1. Accès au gisement par tranchées principales séparées, c'està-dire

que chaque gradin est découvert par une tranchée indépendante

2. Accès au gisement par tranchées principales communes, c'est-à-

dire que tous les gradins sont découverts par un seul système de

tranchées dépendantes

3. Accès au gisement par tranchées principales groupées, c'està-dire

que des groupes de gradins successifs sont découverts par des

tranchées dépendantes ou bien différents groupes de gradins sont

découverts de manière indépendante

4. Accès au gisement par tranchées principales couplées, c'està-dire

le premier, le second et le troisième procédé avec emploi de deux

tranchées pour découvrir chacun plusieurs ou tous les gradins de

la carrière

II.2.1 schémas d’accès par tranchées extérieures

a) Tranchées extérieures séparées : ce schéma est utilisé

lors de l’exploitation des gisements subhorizontaux ou en

plateure situés à une faible profondeur.

b) Tranchées extérieures communes : ces tranchées

permettent d’accéder tous les gradins de la carrière d’une

manière dépendante. Dans ce cas, les travaux miniers

diminuent par rapport au précédent. C’est ce qui donne la

possibilité d’augmenter le nombre des gradins en

exploitation sans investissements supplémentaires. Le

domaine d’application est généralement le même que dans le

cas précèdent mais avec une profondeur un peu plus grand

de 40 à 50m.

c) Tranchées extérieures groupées : le schéma des

tranchées extérieures groupées est utilisé lors de

l’exploitation des gisements horizontaux ou faiblement

inclinés dont la profondeur peut atteindre 60 à 80 m.

Suivant BB’ (0,0)

d) Tranchées extérieures couplés : Le schéma des

extérieures couplés est utilisé lors de l’exploitation des

gisements subhorizontaux dont l’épaisseur des morts

terrains est assez grande et dépasse sensiblement celle de la

couche minéralisée. Dans ce cas, on creuse toujours deux

tranchées communes ou séparées pour accéder aux gradins

de la carrière.

III.2.2 Schéma d’accès par tranchées intérieures

Les tranchées principales intérieures sont généralement situées

sur les bords inexploités de la carrière pour permettre une circulation

facile des moyens de transport.

Quelques fois, on les place aussi sur le bord de travail de la

carrière. Dans ce cas, les routes qui y sont placées doivent

périodiquement être déplacées au fur et à mesure du recul du bord,

cela entraîne évidemment une augmentation des frais d’exploitation et

présente certaines difficultés aussi bien pour le régime de circulation

des unités de transport que pour le travail des excavateurs.

a) Tranchées intérieures séparées : chaque gradin est accédé par

une tranchée indépendante, cela facilite l’organisation des travaux

miniers et l’emploi rationnel des moyens de transport divers

(camions, locomotives et wagons, bande transporteuse). En contre

partie, les investissements destinés aux travaux capitaux sont

importants ou considérables. Le schéma est applicable aux

gisements puissants semi dressants et dressants dont la

profondeur ne dépasse pas 100 m.

b) Tranchées intérieures communes : on distingue pour ce cas

quatre d’accès :

i. Schéma par tranchée intérieure commune droite : pour ce

schéma, la tranchée intérieure commune se trouve sur les bords

inexploités de la carrière. Dans ce cas, une seule tranchée inclinée

permet d’accéder à tous les gradins de la carrière. Ce schéma est

applicable aux gisements dressants et semi dressants dont la

profondeur ne dépasse pas 100 mais avec des investissements un peu

plus faibles que dans le cas des tranchées intérieures séparées. En

contre partie, le schéma demande une étendue du gisement plus grand

par rapport au schéma précédent. On emploie également ce schéma

lorsque le pendage du gisement ne dépasse pas 30 ° et que les moyens

de transport utilisés sont des camions et engins dérivés des camions

(remorques)

ii. Schéma par tranchée inclinée commune avec une plate forme

: il s’agit d’un schéma d’accès par tranchée inclinée commune ayant une

plate forme sous forme d’une bouche dans le but chargement de

direction à l’intérieur de la carrière. Cette plate forme artificielle est

destinée aux manœuvres des moyens de transport utilisés. En effet,

dans le cas des gisements de pendage supérieur à 30, il existe une

version spéciale de la tranchée principale comporte deux tronçons

inclinés avec chargement de direction principale de transport sur une

plate forme circulaire. Ce schéma est assez simple car

l’approfondissement de la carrière se réalise sans reconstruction

coûteuse des tranchées principales. L’inconvénient majeur est

l’augmentation considérable des dépenses destinées à la constitution de

la plate forme artificielle.

iii. Schéma d’accès par tranchée intérieur commune en cul de sac

Il s’agit d’une tranchée qui comprend plusieurs tronçon inclinés et

horizontaux alternés successivement et qui sont placés à l’intérieur du

champs minier ou de la carrière. L’approfondissement d’une tranchée et

accompagné de changement de sa direction pour chaque tronçon

incliné. Ceci permet d’assurer la pente suffisante à la tranchée d’accès

sans augmentation de la longueur d’excavation. La tranchée est placée

sur le bord inexploité de la carrière et on applique ce schéma aux

gisements semi dressants et dressants puissants de n’importe quelle

profondeur.

iv. Schéma d’accès par tranchée intérieure commune en spirale :

chaque fois qu’on attaque un nouveau gradin, on entreprend de

prolonger la tranchée principale avec une pente descendante

satisfaisante pour la circulation facile des moyens de transport adaptés.

Le développement des travaux d’exploitation s’effectue en éventail en

gênant aussi l’extraction simultanée de plusieurs gradins. Ainsi, pour

découvrir un nouveau gradin en contre bas, on doit extraire presque

complètement le gradin précédent. Pratiquement, ce schéma est

applicable aux gisements semi dressant et dressants d’une grande

profondeur sous condition que la configuration de gisement en plan soit

plus ou moins ronde tandis que la surface horizontale soit vaste.

v. Tranchées intérieures couplées :

a. le schéma représente un ensemble des tranchées de

n’importe quelle configuration (droite, spirale, en cul de sac).

Ces tranchées sont destinées à découvrir tous les gradins de

la carrière de manière à posséder toujours deux voies de

transport au niveau de chaque gradin (l’une pour le transport

des bennes vides, l’autre pour les bennes chargées)

b. schéma d’accès par tranchée intérieure couplée droite :

cette version est employée lors de l’exploitation des gisements

subhorizontaux ou en plateure.

c. schéma d’accès par tranchée intérieure couplée en

spirale : cette version est employée dans les carrières

profondes avec transport par camions.

vi. tranchées intérieures groupées : les schémas d’accès par

tranchées intérieures groupées se réalisent généralement au moyen de

creusement des groupes indépendants des tranchées communes

droites. Chaque groupe des tranchées est destiné à l’accès de deux ou

plusieurs gradins. Les schémas sont généralement employés lors de

l’exploitation des gisements en plateure puissants ou très puissants.

On emploie différents engins de transport pour le minerai et le stérile.

III.2.3 Schémas d’accès par ouvrages souterrains

Les schémas d’accès par ouvrages souterrains sont employés dans

les conditions particulières de l’exploitation, à savoir :

• dans les régions montagneuses

• dans le cas de l’exploitation mixte lorsque la partie

supérieure du gisement est exploitée par la méthode à ciel

ouvert tandis que la partie inférieure est exploitée par la

méthode souterraine

III.2.4 Schéma d’accès combiné

Lors de l’exploitation des gisements irréguliers de grande

profondeur, on donne souvent accès aux niveaux supérieurs et

inférieurs par une combinaison des tranchées intérieures et extérieures.

Dans la plupart des cas, les niveaux supérieurs sont découverts

par les tranchées extérieures séparées ou communes tandis que les

niveaux inférieurs peuvent être découverts par une combinaison des

tranchées en spirale et en cul-de-sac ou bien en cul-de-sac

successivement.

CHAP IV FRAGMENTATION (FORAGE ET

MINAGE)

IV.1 Equipement de forage

IV.1.1 Généralités

On distingue plusieurs groupes et versions des engins de forage classés

suivant le mode de forage et le type d’énergie.

Actuellement, l’outil pneumatique vient au premier plan en raison de

multiples qualités : puissance, souplesse, rapidité et maniabilité.

Les engins de forage utilisés dans les mines à ciel ouvert

contemporaines permettent d’exécuter deux modes de forage :

• le forage carottant

• le forage destructif

En dépit du fait qu’il existe deux modes d’abattage, toutes les

machines se révèlent être identiques du point de vue construction. Les

différents sous-ensembles qui les composent jouent le même rôle et le

même but.

Faisons remarquer qu’il en existe qui forent uniquement en

carottant ou destructif, et d’autres en carottant et destructif.

Divers facteurs doivent être pris en considération pour le choix de

l’équipement de forage des roches. Les principaux facteurs sont :

• le type et la constitution des roches

• les principales caractéristiques de la sondeuse

• le diamètre et la profondeur des trous à forer

1. Forage carottant : le but du sondage carottant est de découper

en continuité sur toute la longueur forée, mais par passes successives,

une colonne de terrain ou roche puis de la remonter à la surface du sol

pour un examen géologique ou essai de laboratoire. Dans le sondage

carottant, la roche est attaqué au moyen du tube carottier portant à son

extrémité une couronne diamantée à laquelle on imprime un

mouvement de rotation accompagné d’une poussée. De cette façon, on

réalise une saignée circulaire de la roche en conservant la carotte. Celle-

ci qui constitue un échantillon fidèle de la formation traversée doit être

ensuite ramenée à la surface. L’extraction et la fixation de la carotte se

produisent à la manœuvre ascendante du tube carottier grâce à la

présence, dans la base, de la couronne (pour simple carottier) ou dans

la boîte à ressort (pour double carottier) d’un ressort unique qui sert

autour de la carotte.

2. Forage destructif : l’outil de forage arrache des fragments de

roche par abrasion ou percussion. Les débris de forage (cuttings) sont

remontés à la surface soit à l’aide d’une circulation forcée d’un fluide de

forage qui est un mélange homogène de différents produits (chimiques

ou non) dans de l’eau, de l’huile, de l’air ; soit à l’aide du courant d’air.

Dans ce mode de forage, deux techniques sont utilisées :

Forage destructif au tricône

Forage destructif au marteau fond de trou Le

forage destructif sert dans les domaines suivants :

• Sélectivité de la surface (sondages géologiques destructifs)

• Forage d’exhaure (piézomètres, puits filtrants, puits d’eau

potable ou industrielle)

• Sondages horizontaux de décompression des aquifères en

carrière

• Sondages initiaux dans les creusements des galeries, puits,

chambres…

• Exécution des canalisations pour câbles électriques,

conduites d’eau, conduites d’air…

IV.1.2 Sondeuses à percussion

Toute leur énergie est pratiquement utilisée pour la percussion.

Considérons le cas des CHURN-DRILLS : ce sont des sondeuses

caractérisées par la solidarité de leur………………….

On distingue :

• Câble churn-drill

• Pneumatic churn-drill

1. Câble churn-drill : cette foreuse est engin de forage par battage

qui comprend le trépan, la tige de forage et le verrouillage du

câble

a. Le trépan : c’est la partie principale de la sondeuse qui

désagrège la roche sur le fond du trou de forage en

travaillant également les parois latérales du trou. Le

trépan est en acier spécial au carbure traité

thermiquement. D’après la forme de la tête d’attaque, on

distingue :

i. Le trépan à biseau ou trépan plat : ce type de

trépan est utilisé lors de forage dans les roches

non fissurées

ii. Le trépan à joues : c'est-à-dire avec une grande

surface latérale. Il est employé lorsqu’on fore dans

les roches abrasives, on réduit ainsi l’usure

diamétrale du trépan

iii. Le trépan en croix et à échelons : avec lames de

coupe avancées. Dans un trépan de ce type, les

lames de coupe ne sont pas disposées dans un

même plan. Chaque rang de lames est plus bas

que l’autre. La forme et la disposition des lames

évitent tout coincement du trépan dans des

fissures.

b. Tiges de forage : cette tige sert à accroître le poids de

l’outil de forage. C’est une barre pleine en acier qui porte

à une extrémité un filetage conique mâle d’assemblage

avec le verrou du câble, et à l’autre extrémité le filetage

conique femelle d’assemblage avec le trépan

c. Verrouillage du câble : il s’agi d’un dispositif qui

assemble le câble avec…….

Le principe de forage par battage est le suivant : on relève

périodiquement l’outil de forage (le trépan et la tige de forage) d’une

hauteur déterminée. En retombant, cet outil produit un choc et

désagrège la roche au de trou. Le poids de l’outil de forage varie de 500

à 3000 kg et sa hauteur de chute de 0.60 à 1.20 m. La fréquence des

chocs peut atteindre 60 coups par minutes. On introduit de l’eau dans

les trous au cours du forage. La roche désagrégée et broyée par le choc

du trépan, le mélange à l’eau et forme une boue que l’on évacue

périodiquement. La consommation de l’eau varie entre 40 et 80 litres

par mètre foré. Les trous forés ont un diamètre variant de 90 à 300 mm

; leur profondeur peut atteindre 500 m, voire plus. Les mieux connus

sont ceux de la société BUCYRUS ERIE.

2. Pneumatic churn drill : elles sont semblables aux sondeuses

précédentes, mais les coups sont donnés grâce à un piston

pneumatique. Elles sont donc plus puissantes et peuvent être

utilisés pour forer des roches dures ; elles forent des trous d’une

profondeur moyenne de 20 à 30 m, pour un diamètre de 140 à 200

mm

IV.1.3 Sondeuses ou perforatrices à rotation et

percussion

1. Généralités

Dans ce type de machine, l’énergie y est utilisée pour 80 % dans

la rotation et 20 % dans la percussion. Leur actionnement est

hydropneumatique ou pneumatique. Ces sondeuses forent des trous de

diamètre variant de 20 à 50 mm et même plus. Les types les plus connus

de ces perforatrices emploient peu d’air comprimé en vue de la

percussion, leur piston étant totalement libre.

Les caractéristiques essentielles de ces sondeuses sont :

• La séparation complète de la rotation et de la percussion

• Le contrôle indépendant de la rotation et de la percussion

permettant une adaptation à chaque type de roche

• La pression constante et élevée sur le trépan qui est

constitué selon la nature de la roche avec un profil spécial

Les principaux avantages de ces sondeuses résident en :

• Une diminution du nombre de pièces mobiles en vue de la

percussion permettant un meilleur rendement et une

moindre consommation d’air comprimé

• Une rotation appropriée imprimée par un moteur

hydraulique permettant une meilleure efficacité

• Une transmission directe de la puissance à la douille

d’emmanchement

• Une plus grande économie due à la vitesse plus élevée de la

pénétration, à une diminution des frais d’entretien et une

plus longue durée de l’équipement

2. Cas des perforatrices ou sondeuses avec marteau fond trou

Il s’agit des sondeuses pour lesquelles l’outil de perforation se

trouve au fond du trou de mine. Elles sont composées de deux parties :

• Le mécanisme de percussion (généralement pneumatique)

qui est à l’intérieur du trou de mine puisqu’il accompagne le

trépan ou la couronne ou encore le marteau

• Le mécanisme de rotation (généralement hydraulique) qui

reste hors du trou de mine.

La rotation indépendante de la percussion est commandée par un

moteur pneumatique à vitesse variable. Ce qui permet de passer au

forage rotatif quand cela s’avère nécessaire (par exemple lors de la

traversée des roches argileuses). Un second moteur manœuvre le train

des tiges et est muni de plus d’un régulateur. Ce qui permet à ce moteur

d’assurer une pression constante et réglable sur l’outil de forage en

contribuant ainsi à l’économie du procédé.

En supprimant tout intermédiaire entre l’organe de frappe et l’outil

de forage, le procédé assure un meilleur rendement quelque soit la

profondeur de forage.

Les marteaux fond trou à roto percussion fonctionnement avec des

compresseurs de 10 à 17 bars pour forer des trous de diamètre allant

de 102 à 155 mm( exception faite pour quelques petites sondeuse).

Il y a une relation à respecter entre le diamètre du taillant, le

diamètre du marteau et le diamètre de la tige. Si le diamètre du taillant

est trop petit, la paroi extérieure du marteau s’use exagérément, et la

remontée des cuttings est freinée. Par contre, si le diamètre du taillant

est très grand, il sera nécessaire d’utiliser un très grand volume d’air

comprimé pour remonter les cuttings. Il faut 15 à 25 m/s pour remonter

les cuttings (ne pas dépasser 25 m/s pour éviter le sablage du taillant

et du marteau).

L’évacuation des débris de forage se fait soit par l’air comprimé qui

a servi au fonctionnement du marteau, soit par l’injection d’eau sous

pression. Le premier système est plus simple pour des raisons

d’installation et de maniement. Le second est souvent employé lorsqu’on

y est obligé par la nature de la poussière produite ou dans certains cas

exceptionnels (forage en terrains hétérogènes, fissurés, humides et sans

eau).

Les exploitants utilisent les marteaux fond trou travaillant

généralement en inclinés de 10 à 20° par rapport à la verticale. Ceci

s’explique par le fait que le marteau fond trou descend par lui-même

avec une force de poussée très faible en tête de tige, ce qui évite les

déviations. Alors que pour les engins roto percutants avec marteau hors

trous, la frappe se fait en tête des tiges courant le risque de déviation

pour le forage des mines profondes, compte tenu du diamètre des tiges

qui est généralement compris entre 85 et 126 mm.

La consommation totale d’air comprimé varie de 2.8 à 30 m3/min

du plus petit au plus grand diamètre, tandis que le poids de ces

sondeuses varie de 520 à 4500 kg.

IV.1.4 Sondeuses rotatives

Dans les roches tendres et de dureté moyenne, la percussion ne

donne pas de bons résultats. D’où l’utilisation des foreuses rotatives

entraînées par l’énergie électrique (ou pneumatique et/ou hydraulique).

Toute l’énergie est employée pour la rotation et la pénétration et est

déterminée par le profil de l’outil de travail.

1. Sondeuses à couronnes : pour ce qui nous concerne, nous

parlerons brièvement de la sondeuse J.K.S Boyle B 30 H, sondeuse qui

semble s’adapter aux terrains tendres et durs et offre un forage assez

bon.

a. Définition : la sondeuse J.K.S Boyle B 30 H est une

machine entièrement hydraulique de haute qualité conçue spécialement

pour les travaux de sondage. Elle dispose d’une gamme de quatre

vitesses avant et d’un inverseur permettant à l’outil de tourner à la

vitesse optimale à une profondeur limitée. Les quatre vérins d’assise de

la foreuse ont des dimensions qui lui assurent une bonne stabilité de

manière à réduire des vibrations néfastes en forage et à l’outil diamanté.

b. Groupe moto pompe : dans les forages des sondages

carottants, on se sert des pompes à piston à déplacement positif (c’està-

dire qu’à la fin de chaque course du piston, on obtient de la pompe un

volume d’eau déterminé)

c. Outils de travail : on utilise dans la plupart des cas

les outils diamantés, surtout pour les sondages profonds, mais parfois

des outils au carbure de tungstène

i. Couronnes diamantées : une couronne diamantée

est un outil de coupe en acier en forme de fût

auquel on a fixé sous fortes pressions et hautes

températures une matrice contenant des grains

en poudre de diamants.

Les passages d’eau sont ménagés sur la face de

la couronne pour assurer le refroidissement et

l’évacuation des matériaux détachés du terrain

par l’outil. La forme, le nombre, la section et la

disposition des passages d’eau varient selon

l’expérience des constructeurs et les

renseignements qu’ils reçoivent des utilisateurs.

Deux conceptions des couronnes diamantées

existent actuellement :

1. couronnes serties : les couronnes serties

sont des outils qui ont une seule couche de

diamant répartie sur la surface de coupe

d’après leurs formes, leurs dimensions et

leurs duretés. Généralement ces diamants

sont disposés en spirale afin que les cuttings

soient entraînés à la périphérie. Elles sont

d’un emploi très courant dans les formations

tendres, compactes et non

fissurées

2. couronnes à concrétion : les couronnes à

concrétion sont, par définition, toutes les

couronnes possédant une matrice imprégnée

de poudre de diamant. On mélange

généralement 40 % environ de tous petits

diamants en poudre de diamant avec de la

poudre métallique constitutive de la matrice

et l’ensemble est solidifié par frittage, c'est-à-

dire la poudre métallique mélangée est

placée dans le moule et comprimée à l’aide

du support en acier de la couronne. Le moule

est alors placé dans des fours soigneusement

réglés. Les couronnes à concrétion

conviennent pour toutes les formations,

spécialement les roches fissurées et pour les

terrains à grains très fins. Elles ne sont pas

tellement identiques pour les formations

molles qui collent aux diamants.

ii. Manchons aléseurs diamantés : les manchons

aléseurs diamantés sont des outils qui relient les

couronnes diamantées aux tubes carottiers

extérieurs. Ils ont comme fonctions :

1. aléser et maintenir le diamètre du trou foré

pour permettre le passage facile d’un nouvel

outil en cas d’usure

2. augmenter la stabilité du tube carottier

3. protéger la partie inférieure du tube carottier

d’une usure excessive. Leur emploi est

toujours recommandé sauf pour le forage à

injection d’air car aucun obstacle ne doit être

placé à l’arrière de la couronne. Trois types

de manchons sont d’usage courant :

• à bague diamanté

• à plaquettes droites standard

• à plaquettes hélicoïdale

iii. Sabots de tubage : Ils sont dans la formation à

haut risque d’éboulement (formations fracturés,

morts terrain) dans lesquelles la mise en place du

tubage doit impérativement se f aire.

Dans certaines applications, il est possible

d’utiliser le tubage comme carottier simple en

début de forage ou de sondage inclinés. Dans ce

cas, le tubage est équipé d’un sabot de tubage.

Le diamètre intérieure du sabot est suffisamment

grand pour laisser le passage aux couronnes et

carottier qui assure la poursuite du travail.

iv. carottiers : Ce sont des tubes en acier qui

prolongent de la couronne et qui permettent la

récupération des échantillons sous leur forme

naturelle et les transporte à la surface .D’après le

principe de travail, nous distinguons trois types

:

• les simples carottiers

• les doubles carottiers

• les triples carottiers o simples carottiers : ce

sont des carottiers à tube unique creuse à

l’extrémité de laquelle est vissée la couronne.

Cette dernière est précédée par l’extracteur et

la lame des ressorts tronconiques conçus pour

saisir la carotte dès la remontée du tube

empêchant qu’elle ne s’échappe vers le bas.

Ce système présente les inconvénients

suivants :

la circulation de l’eau de forage se fait

au contact de la carotte dont elle

aggrave le maniement (surtout si le

terrain se délite facilement). Le

coincement d’un fragment de carotte

à l’intérieur du tube carottier peut

user et détruire par frottement les

fragments restés libres situés en

dessous et poussés vers le haut par

la suite du forage.

Faisons remarquer que le

pourcentage de récupération du

carottier simple est souvent très

médiocre, et son emploi est

synonyme de perte d’informations

géologiques.

o Doubles carottiers : pour palier aux

inconvénients précédents, on utilise

maintenant de façon systématique en

reconnaissance géologique les carottiers

doubles. A l’intérieur du tube carottier un

second tube métallique à minces parois

vient gainer la carotte. Il n’est réuni à

l’enveloppe extérieure que par un pivot à

billes qui désolidarise le mouvement de

rotation des deux parois entre lesquelles

circule l’eau de forage. Ainsi se trouvent

pratiquement supprimé les inconvénients

indiqués plus hauts pour le carottier

simple. Et le pourcentage de récupération

avoisine 100. sur le marché, on trouve

deux types de tubes carottiers doubles :

Le fixe

Le pivotant ou carottier à câble. Il

s’agit des doubles carottiers dont le

tube intérieur contenant la carotte

peut être ramenée à la surface sans

remonter l’outil ou la garniture de

forage. Ce type de carottier est de

loin le plus couramment utilisé par

rapport aux autres carottiers

o Triples carottiers : une amélioration

supplémentaire peut être apportée par un

chemisage automatique de la carotte à

l’intérieur du tube métallique interne. Ce

qui empêche tout contact avec

l’échantillon avant le laboratoire. C’est le

carottier triple. Il comprend trois tubes,

dont le troisième a une forme demi

cylindrique appelée coquille. Ces tubes

protègent totalement l’échantillon contre

l’action érosive du fluide. Ils conviennent

pour les terrains mous à consistance

pâteuse, boueuse et dans des terrains

friables.

v. Tiges : ce sont des tubes en acier, étirés sans

soudure, destinés à transmettre la poussée et

les mouvements de rotation de la sondeuse

(foreuse) à l’outil de forage et à amener le fluide

d’injection au fond du trou de forage

vi. Tête d’injection : Elle constitue la liaison entre

les tiges de forage qui tournent et le reste de

l’installation qui reste fixe et permet ainsi

l’injection du fluide de forage dans le train de

tiges. Elle comprend :

1. une partie fixe en forme de cuve munie

d’une hanse permettant de la suspendre au

crochet de levage

2. une partie supérieure qui forme le couvercle

qui comporte un col de cygne (tube

recourbé) qui relie la tête au flexible

d’injection

3. une partie tournante alésée dont l’extrémité

est munie d’un raccord à filetage

vii. Tubes : le tubage est un procédé par lequel le

trou de forage est équipé de tubes (en acier ou

non) fileté, mâle et femelle, aux deux extrémités

; permettant :

1. De lutter contre les éboulements en

stabilisant les parois du trou

2. …

3. D’assurer la sécurité de l’isolement des

horizons à pressoir ou casing

viii. Produits de forage

1. Définition : un fluide de forage est un

mélange homogène de différents produits (chimiques ou non) dans de

l’eau, de l’huile ou de l’air ayant pour principales fonctions :

a. nettoyage du trou

b. Refroidissement et lubrification de l’outil et la

garniture

c. Favoriser la pénétration de l’outil

d. Prévenir le levage et les éboulements ainsi que le

resserrement des parois

e. Limiter les venues d’eau et les pertes d’eau

f. Ne pas gêner les interprétations géologiques

g. Limiter la corrosion du matériel

h. Remonter en surface les cuttings

2. Types de produits de forage : Dans les

sondages miniers, on rencontre généralement des produits de forage à

base d’eau, de mousses (stabilisées ou non) rarement à base d’huile.

Nous allons nous intéresser aux produits à base d’eau. Ce type de

produit présente le grand avantage de mettre en œuvre deux produits

seulement. De ce fait, les caractéristiques physico-chimiques, donc la

stabilité du produit, seront maintenues par l’ajout de l’un ou de l’autre

des composants. Les produits à base d’eau peuvent être :

a. un régulateur de PH (carbonate de

soude)

b. un viscosifiant stabilisateur (polymère

spécifique)

c. un régulateur stabilisant des

formations argilo marneuses

(polymère liquide spécifique)

2. Sondeuses à vis d’Archimède : Elles travaillent comme une

tarière à vitesse lente variant de 50 à 300 tours/min. sans soufflage

d’air. Les cuttings sont remontés à la surface par la rotation de la vis.

Elles forent des trous de 75 à 200 mm de diamètre pour une profondeur

variant de 25 à 80 m. Elles sont automotrices et montées soit sur

camions, soit sur chenilles. Ce type de sondeuse peut aussi être utilisé

pour la prospection dans les terrains tendres (cas des roches

alluvionnaires et éluvionnaires) ou scories (cas du terril de l’usine de

Gécamines/Lubumbashi).

3. Sondeuses à tricône : Elles sont les plus répandues dans

l’exploitation à ciel ouvert. Elles utilisent des taillants à trois molettes

coniques montées sur des roulements à rouleaux ou à billes. Ces

molettes roulant au fond du trou exercent sur la roche une action

combinée de choc et d’écrasement. Il existe plusieurs types de taillants,

différents entre eux par la hauteur des dents implantées sur les molettes

et par la densité de répartition de ces dents. Le diamètre des taillants

varie actuellement entre 120 et 250 mm. Les cuttings sont enlevés par

un courant d’air comprimé fourni par un compresseur (2 à 9 bars) monté

sur le bâti de la sondeuse.

La figure ci-dessus donne la relation entre le diamètre des tricônes

et celui des tiges. Les moteurs de rotation soit électriques, soit

hydrauliques pour les tricônes travaillant de 220 à 250 mm. Les tricônes

de 120 à 130 mm de diamètre sont utilisés pour forer dans les matériaux

types grès ou silex qui éclatent. Il s’agit des matériaux qui ne peuvent

être forés avec des outils classiques ou marteau fond trou. Dans tous

les cas, le forage est destructif, c'est-à-dire que l’on obtient des cuttings.

Ce sont des engins lourds automoteurs, électriques montés sur chenilles

et capables de forer dans des roches de dureté moyenne et dure.

IV.2 Paramètres de fragmentation (forage et

minage)

IV.2.1 Introduction

La connaissance du type de terrain est très nécessaire pour la

fragmentation dans une mine à ciel ouvert. Elle permet de déterminer

les paramètres de forage (la maille de forage, la profondeur et le diamètre

des trous de mine) et de minage (charge spécifique d’explosif, la hauteur

du bourrage, le mode de raccordement, le mode d’initiation).

IV.2.2 Plan de sélectivité

IV.2.2.1 Généralités

En réalité, ni le volume, ni la teneur estimés ne sont ceux du minerai

tout venant, à cause d’une part de la dilution du minerai due au mélange

des produits (minerai et stérile) lors du minage primaire et du

chargement des produits abattus, d’autre part lors de la récupération

minière. Il en résulte généralement une baisse de teneur et de tonnage

du minerai extrait. C’est pour estimer cette double perte que certaines

sociétés minières ont essayé de résoudre le problème de sélectivité avant

d’implanter le lot de forage.

Nous entendons par sélectivité, la division du gisement en

parcelles. Cette dernière est basée sur la répartition de la teneur et/ou

sur la composition minéralogique.

IV.2.2.2 Salissage (dilution) et coefficient de récupération

a) Définition et cause du salissage : le salissage est l’addition

du stérile au minerai au cours des diverses phases d’exploitation. Il

s’agit de toutes formes de dilution qu’un minerai peut subir par le

mélange du minerai et du stérile ou de deux minerais de natures

minéralogiques différentes ne pouvant être valorisés séparément.

i. Causes naturelles : il y a la forme et la puissance

du gisement et des stériles intercalaires

Gisement en plateure : Les minerais et les

stériles sont excavés simultanément en

utilisant les mêmes engins de chargement.

Le degré de salissage est très grand.

Gisement de forme quelconque : dans ce

cas, l’enlèvement de stériles encaissant est

difficile. D’où le salissage est important

Puissance du gisement : une grande

puissance du gisement permet un bon

triage de l’excavateur. Par contre, une

petite puissance nécessite un triage suivi

pour diminuer le salissage

Stériles intercalaires : la présence des

stériles intercalaires est imprévisibles. Le

salissage est causé par cette intercalation.

ii. Causes artificielles : lors du minage et du

chargement

b) Coefficient de récupération : il représente le rapport de

tonnage du minerai extrait et le tonnage du minerai à extraire ou en

place.

c) Expressions mathématiques : le taux de salissage ou le

coefficient de dilution est la variation de la teneur par rapport à la teneur

en place. Le coefficient de dilution est défini par l’expression

tp −ta

suivante :D = 100. (%) ; avec tp

• D : le coefficient de dilution ou taux de

salissage en %

• tp : la teneur du minerai en place • ta : la

teneur du minerai abattu.

Lorsque la dilution est causée par l’ajout des minerais de teneur

tb, elle s’exprime par :

tp −ta

D = 100. (%)

tp−tb

Le coefficient de récupération est défini par l’expression suivante :

Ta .ta

r = 100 . ; Avec :

Tp .tp

• Ta : tonnage du minerai abattu

• Tb : tonnage du minerai en place

IV.2.2.3 Utilité de la sélectivité

Le plan de sélectivité possède une double utilité :

1. Il permet à l’ingénieur chargé de la fragmentation de pouvoir

déterminer d’avance les modalités de chargement éventuel des

trous de mine avec des explosifs appropriés sur base des

variétés des terrains d’une part et des possibilités d’utilisation

des différents schémas de raccordement d’autre part.

2. C’est que l’excavation des produit par les excavateurs devient

pratiquement orientable et ipso facto tout risque d’erreur

IV.2.2.4 Etablissement de sélectivité

Un levé géologique et un échantillonnage sont effectués dans des

tranchées creusées à distances régulières (50 m) sur chaque plan de

niveau et de préférence perpendiculaire à la direction des couches. Les

échantillons des roches prélevées et étiquettées sont envoyés pour une

analyse au laboratoire. Une fois les analyses terminées, on dresse le plan

sélectif dont une copie est confiée à l’ingénieur de la fragmentation. Sur

le plan sont groupés des résultats d’analyses chimiques par catégories

des minerais en fonction de la teneur.

IV.2.3 Implantation du lot de forage

1. Généralités

Un lot de forage est un plan représentant les endroits prévus et

précis où l’on doit forer.

Son implantation exige la connaissance du terrain (la direction des

couches et leurs successions). La succession intervient parce que toutes

les couches ne sont pas minéralisées et que l’on doit s’arranger pour ne

pas mélanger les minerais aux stériles lors du minage primaire.

Dans un carré, la ligne de moindre résistance est la diagonale.

En effet, lors du minage primaire, les produits abattus auront

tendance de fuir (se déplacer) suivant la diagonale.

Avec l’objectif de ne pas mélanger les produits, il suffit seulement

de placer la diagonale perpendiculairement à la direction des couches

afin de répondre à ce besoin. Ce critère fait que sur terrain, les trous de

mine paraissent être placés en quinconce.

La réalité est qu’on a trouvé le quadrillage de façon à placer l’une

des diagonales perpendiculaire à la direction des couches.

2. Maille de forage

La maille de forage est définie par l’expression suivante :

Sm =V.E (m2) ; avec

• Sm : la surface de la maille de forage en m2

• V : l’écartement entre différentes rangées de trous de mine

parallèle au front d’abattage. Il est aussi appelé ligne de

moindre résistance et correspond à la distance maximum

séparant la première ligne des trous de foration et le talus de

gradin. Il correspond à la largeur du banc à abattre. Ce

dernier est déterminé en fonction de dureté du terrain du

point de vue de minage. Il est exprimé en m

• E : la distance entre deux trous de mine voisins d’une même

rangée. Elle est exprimée en m.

La surface de la maille de forage varie en fonction de la nature des

terrains et la disposition des trous de mine doit être de préférence en

quinconce.

Les trous de mine étant en quinconce, leur disposition doit

satisfaire aux conditions suivantes :

• Pour éviter la dilution des minerais, V doit être parallèle à la

direction des couches et E doit être perpendiculaire à la

direction des couches

• Pour abattre les produits selon la ligne de moindre

résistance, V doit répondre à l’égalité suivante : V≤ E Ci-

dessous, les différentes mailles de forage suivant les

catégories de terrain à la Gécamines (R.D.C) :

Types de terrain Caractéristiques du point de vue

abattage Maille de

forage en

mm

T2 : Terrains tendres Pas de minage Pas de

forage

T2D : Terrains

relativement tendres Cohésion plus ou moins forte dont

l’excavation nécessite un tir d’ébranlement de faible charge

d’explosifs

• 8*9 ; 6*8 • 7*9 ; 6*7 • 8*8

T3 : Terrains durs Nécessitant des tirs d’abattage avec

charge d’explosifs plus conséquents • 6*7 • 6*6

T3D : Terrains très

durs Fragmentation avec charge d’explosifs

plus brisants • 6*6

3. Implantation du lot de forage

Connaissant ainsi la nature de terrain à forer et la maille de forage,

on peut faire un plan représentatif du lot de forage sur papier à une

échelle bien déterminée. Ce plan sera fait de façon que le critère de

perpendicularité d’une des diagonales du carré à la direction des

couches soit satisfaisant.

Une fois le plan élaboré et approuvé, le service de topologie, sur

demande du service de fragmentation, réalise l’implantation par la

matérialisation des coordonnées géodésiques et la détermination du

champ à forer à l’aide des plaques établissant la maille de forage. Cette

opération s’appelle piquetage.

4. Profondeur des trous de mines

Sachant qu’il y a plusieurs catégories de terrains, on doit tenir

compte d’un surforage afin d’éliminer les pieds de butte éventuels après

le mirage primaire.

L’expérience montre que pour chaque type de terrain, on peut attribuer

un surforage (SF) approprié qui est lié à l’écartement rangée des trous

de mine par le paramètre V qui est la ligne de moindre résistance. Ainsi,

la profondeur des trous de mines peut être définie par :

H g V

P = + [ ]m ; Avec :

cosα a

• P : la profondeur du trou de mine en m

• Hg : la hauteur du gradin en m. cette hauteur doit vérifier l’inégalité

suivante :

• Hg ≤ Hcm

• Hcm : la hauteur maximum de creusement de l’excavateur [m]

• α: l’angle d’inclinaison des trou

• a : le cœfficient dont le résultat de l’expérience atteste pour les

différentes catégories de terrains des valeurs figurant dans la

tableau ci-dessous.

Valeurs de (a) en fonction du type de terrain

Terrains T2 T2D T3 T3D

a ∞ V 3 2.5

Faisons remarquer que le surforage permet une bonne sortie du

pied du gradin en vertu de la progression en forme de cône d’un explosif

dans un trou lors du tir. Par ailleurs, le surforage est fonction de la

dureté du terrain. Plus le terrain est dur plus le surforage est grand afin

d’éviter la formation des pieds de butte qui seront difficiles

à) évacuer (à excaver) avec un excavateur.

5. Diamètre des trous de mines

Le diamètre des trous de mine est un des paramètres de base à

tout calcul de fragmentation. Il dépend essentiellement de l’équipement

de forage dont on dispose.

Les dimensions de la maille de forage augmentent avec les diamètres de

trous de mine.

6. Paramètres de mirage

6.1. Charge spécifique d’explosifs

La charge spécifique d’explosifs est la quantité d’explosifs

nécessaire pour fragmenter un mètre cube de terrain donné. Elle est

exprimée en g/m3 et est évaluée en équivalent d’explosif de référence (par

exemple ANFO).

Le mariage au cordeau détonant nécessite une grande charge explosive

pour compenser la perte d’énergie due à l’amorçage latéral de la charge

de colonne par le cordeau. C’est ainsi que le siège Kolwezi Mines (SKM)

de la Gécamines a retenu les charges d’explosifs données dans le tableau

ci-dessous pour li tir au cordeau détonant. Par ailleurs, suite aux

réalités d’usage des tubes NONEL, SKM a suggéré les charges

spécifiques d’explosifs par catégorie de terrain figurant dans le même

tableau suivant :

Catégories de terrains Charges spécifiques [g/m3]

Tir au cordeau

détonant

Tir au Nonel

2D 250-300 150-200

3 450-650 250-350

3D 720-920 450-550

L’utilisation des tubes Nonel et la réduction des charges

spécifiques présentent beaucoup d’avantages du point de vue technique

que du point de vue économique et cela surtout lorsqu’on adopte des

tirs séquentiels trou par trou.

6.2 Hauteur de bourrage Hb

La hauteur minimale du bourrage se détermine en fonction de la

dureté du terrain et de l’expérience du mineur. On peut également

utiliser les formules empiriques (voir le cours de projet minier).

Une hauteur insuffisante provoque des projections de boue ou de

terre. Ce qui entraîne une perte sensible d’énergie d’explosifs.

L’expérience montre que s’il n’y a pas de bourrage, la mine peut être

sans effet. Mais d’une manière générale, le trou est poché et l’effet

d’explosion n’atteint pas la surface.

Par ailleurs, si la charge est insuffisante et que la hauteur de la

boue est trop grande, l’effet de l’explosion n’atteint pas la surface. Il y

aura un camouflet et le terrain inférieur sera seul ébranlé.

Le tableau ci-dessous donne la hauteur de bourrage adopté à la

Gécamines pour différentes catégories de terrain :

Catégories des terrains Hauteur du bourrage (m)

2D 6 à 7

3 5 à 5.5

3D 4.5

3D* 4

6.3 Mode de raccordement

Il existe plusieurs modes de raccordements réalisés dans une mine

à ciel ouvert. Ces schémas de raccordement tiennent compte des

contraintes du lieu où on se trouve et des résultats escomptés :

• La présence du matériel à sauvegarder (pompes installées dans les

puits filtrants, pompes sur radeau dans les puisards, câbles

électriques…)

• Le pendage des couches pour souci de sélectivité

• Cas spéciaux : creusement d’un puisard par exemple

6.4 Mode d’initiation

On distingue deux modes d’initiation :

1. L’initiation électrique qui se fait à l’aide des allumeurs électriques

et des électro détonateurs. Les capsules détonatrices connectées

directement aux allumeurs sont appelées détonateurs électriques

instantanés

2. L’initiation par feu qui se fait au moyen d’une mèche lente et

d’un détonateur ordinaire dont la partie vide est appelée à

recevoir la mèche lente pour sertissage. La mèche lente a comme

particularité de brûler avec une grande régularité et de produire

en fin de combustion sur une longueur donnée, un jet

d’étincelles capable d’allumer la charge d’allumage située dans le

détonateur. La vitesse de combustion est de 0,9 cm/s. Le

détonateur ordinaire ou simple est utilisé pour la communication

d’un choc violent à la charge du cordeau détonant.

IV.3 Minage (tir)

IV.3.1 Généralités

Le choix de la méthode d’abattage est généralement guidé par la

dureté des roches à excaver. Dans les roches semi dures et dures, un

abattage à l’explosif est indispensable.

L’ensemble des travaux d’abattage à l’explosif doit satisfaire à

plusieurs impératifs que lui imposent les particularités de l’exploitation

à ciel ouvert, notamment :

• La sécurité du personnel et de l’équipement

• La garantie des réserves suffisantes du minerai abattu pour

la production planifiée en assurant une activité interrompue

de la carrière. Pour ce faire, il convient de maintenir un

avancement constant des travaux d’abattage par rapport au

front de chargement. Dans ce but, on est obligé de travailler

sur le front de carrière en trois zones de travail et dont les

dimensions déterminées en fonction des rendements des

engins miniers ou de la production planifiée.

Pendant que le chargement de la masse abattue s’effectue dans la

première zone, la foration des trous de mine se fait parallèlement dans

la zone trois, tandis que les produits abattus de la deuxième zone sont

stockés pour un retard imprévu dans les travaux d’abattage.

La granulométrie des produits abattus pouvant être considérée

acceptable devant les impératifs des opérations technologiques

postérieures. Ainsi, la grandeur maximale a des blocs abattus doit

répondre aux conditions suivantes :

1. selon la capacité du godet de l’excavateur ou de la chargeuse :

a≤ 0.5 + 0.8.3 Cg (m) ; avec

• Cg : la capacité du godet en m3

2. selon la largeur de la bande transporteuse

b − 0 .2

a ≤

2 (m) ; avec

• b : la largeur de la bande transporteuse en m

3. suivant les mailles d’entrée du concasseur a

≤ 0 .85 A (m) ; avec

• A : la dimension de la maille d’entrée du concasseur

Si le cycle complet des travaux miniers comprend plusieurs

opérations technologiques qui exercent une influence sur la

granulométrie de la masse, on prend définitivement le valeur moindre

de a dans les différents cas.

IV.3.2 Principales méthodes d’abattage à l’explosif

1. Introduction

Il existe quatre méthodes bien distinctes d’abattage à l’explosif

dans l’exploitation à ciel ouvert :

• L’abattage des trous de mine ordinaires de petit diamètre

(40 à 50 mm)

• L’abattage des trous de mine de grand diamètre (200 à 400

mm) et de grande profondeur

• L’abattage par trous de mine pochés

• L’abattage par trous grand fourneau de mine.

Le but poursuivi par le minage a un double sens :

• Désagréger les terrains présentant une certaine dureté afin

de faciliter le travail des engins de chargement

• Réduire ensuite les dimensions des blocs trop grands pour

être chargés ensuite dans les unités de transport, ainsi que

les blocs dépassant les possibilités des mailles des

concasseurs à l’usine de traitement

Le minage primaire nécessite deux types de charges explosives

pour des raisons d’efficacité et de rendement :

• La charge de cisaillement appelée aussi charge de pied

• La charge de fragmentation ou charge de colonne.

Charge de pied

Hb

Hc

Charge de colonne

Pied de butte

Bosse

Le minage secondaire complète le minage primaire en chargeant

d’explosifs (petites cartouches) dans des trous forés, soit dans des gros

blocs, soit dans des pieds de la butte au bas du gradin, soit dans les

bosses laissées lors du minage primaire.

Pratiquement, on utilise suivant le besoin d’une même carrière

plusieurs méthodes d’abattage ou des méthodes mixtes. Les principaux

points à considérer lors du choix d’une méthode d’abattage en carrière

sont les suivants :

• L’épaisseur de la masse rocheuse exploitable

• La structure et l’orientation de la stratification

• La largeur du front d’exploitation de la carrière

• L’épaisseur des morts terrains que l’on doit enlever

• L’espace disponible à la base de l’exploitation

• La destination des produits abattus

2. Abattage des trous de mine ordinaires de petits diamètres (40 à

50 mm)

Cette méthode s’impose lorsque la carrière est constituée d’un

certain nombre de bandes de roches de compositions différentes que l’on

ne doit pas mélanger.

La profondeur des trous de mine varie avec l’épaisseur des bancs

à exploiter et ne dépasse habituellement 3 m (jusqu’à 5 m).

Cette méthode est aussi utilisée en minage secondaire des gros

blocs et lorsqu’il est nécessaire de niveler la plate-forme après le minage

primaire.

Cette méthode a l’avantage de donner des matériaux bien

fragmentés que l’on peut facilement charger à l’aide du matériel simple.

Par ailleurs, cette méthode n’exige que la mise en service d’un

outillage de foration léger et elle convient aux petites carrières

3. Abattage par trous de mine de grand diamètre (200 à 400 mm)

et de grande profondeur

Cette méthode est la plus répandue l’exploitation à ciel ouvert. Le

procédé des trous profond a pu être adopté grâce aux sondeuses

puissantes permettant de forer dans tous les sens avec le meilleur

rendement. Les trous profonds peuvent généralement être horizontaux,

verticaux ou inclinés.

1. Abattage par trous de mine horizontaux : la hauteur du front

de carrière lors de l’utilisation des trous de mine profonds

horizontaux est limitée habituellement à 10 et 15 m au

maximum. Par le règlement de minage, la profondeur des

trous horizontaux ne dépasse pas 6 m, au maximum 8 m.

Le grand inconvénient des trous de mine horizontaux au pied du

gradin est la formation, lors du minage, de gros blocs, sans

fragmentation régulière ou uniforme de la roche. Par conséquent, cette

méthode est indésirable ou à éviter dans une région à cassure naturelle

avec grand écartement. En général, le rendement des travaux d’abattage

avec les mines horizontales est toujours faible par rapport à celui des

mines verticales dans les carrières où l’on doit obtenir des produits

ayant une granulométrie régulière.

2. Abattage par trous de mine verticaux : cette méthode permet

d’éviter l’inconvénient majeur des trous horizontaux et

donne la possibilité de répartition d’explosif sur toute la

hauteur du gradin permettant ainsi d’assurer la

fragmentation assez régulière des produits abattus après le

minage primaire. La profondeur des trous de mine verticaux

dépasse légèrement la hauteur du gradin pour éviter la

formation des bosses et des pieds de butte au bas du gradin

après le minage primaire. C’est ce qu’on appelle surforage.

Suivant le chargement d’explosifs dans le trou de mine, on

distingue :

• Le chargement des trous de mine d’une manière

continue, tout le bourrage étant au-dessus de la

charge. Cette méthode s’appelle en anglais COLUMN

LOADING

• Le chargement des trous de mine d’une manière

discontinue, ce procédé est appelé en anglais DECK

LOADING. Dans ce cas, une charge principale se

trouve au fond du trou de mine et les charges

secondaires sont alternées avec les bourrages (cuttings

ou boue) le long du trou. La charge inférieure

principale constitue généralement la moitié de la

charge totale dans un trou de mine (parfois 60 à 70 %).

Cette charge a pour but d’arracher les pieds du gradin,

de le réduire en mille morceaux qui seront projetés en

avant. Les charges secondaires alternées, moins

importantes, auront pour mission de désagréger les

bancs des roches supérieures afin d’assurer leur

fragmentation régulièrement, c'est-àdire de diminuer

la zone d’éboulement irrégulière.

3. Abattage par trous de mine inclinés : les trous de mine

inclinés sont forés parallèlement au talus du gradin et sont

utilisés dans certaines conditions car leur foration dépend

des performances de la sondeuse utilisée. Les conditions

favorables à l’emploi sont les suivantes :

• Les roches de dureté moyenne et semi stables avec

l’angle de talus des gradins de 50 à 60°

• L’existence des roches plus dures au pied du gradin

par rapport aux roches de la partie supérieure, ce qui

pose généralement le problème d’instabilité potentielle

de la butte qui se présente habituellement sous forme

de glissement circulaire

• Un des points fondamentaux où la réalisation des tirs

avec minimum de vibration et de bruit est l’utilisation

des trous inclinés parfaitement parallèle en une seule

rangée de trous avec micro retard par trou. L’abattage

par trous de mine inclinés peut présenter les avantages

suivants :

i. Les gradins ont une surface tenant mieux à

cause de l’inclinaison

ii. La fragmentation de la roche est meilleure et

l’explosion est moins violente

iii. L’inconvénient du retard est éliminé

iv. Les vibrations sont moindres

4. Abattage par trous de mine pochés : cette méthode d’impose

lorsqu’il est nécessaire d’augmenter le rendement d’un trou

de mine de petit diamètre sans être obligé de mettre en œuvre

des moyens de perforation très puissants. Elle consiste à

élargir peu à peu le trou de mine à sa base de manière à

pouvoir y concentrer une plus forte charge d’explosifs et à

déplacer par ce moyen un cube de roche plus important.

Pour assurer une bonne réalisation des trous pochés, il

convient de faire exploser au fond du trou primaire sous un

léger bourrage une petite quantité d’explosifs brisants. La

roche environnante est broyée et une cavité se forme que l’on

doit soigneusement nettoyer au moyen d’un jet d’air

comprimé ou d’un jet d’eau si possible. On renouvelle

plusieurs fois l’opération. On commence par exemple avec

une charge qui contient 5 % de la quantité globale d’explosif

prévue pour un trou de mine. On agrandit ensuite la cavité

avec la seconde charge qui représente 8 à 18 % de la charge

globale. Pour éviter le danger d’explosion prématurée, il faut

avoir soin d’assurer du refroidissement parfait des parois du

trou après chaque explosion intermédiaire. Le chargement

final doit être minutieux et demande de patience en raison

du faible diamètre du trou de mine à l’orifice. Il est prudent

d’utiliser un amorçage renforcé, le cordeau détonant, dans

ce cas, est particulièrement recommandé. Le moyen de

pocher un trou de mine convient pour toute sorte de roche

et pour n’importe quelle orientation du trou de mine.

Actuellement, cette méthode est rarement employée dans les

découvertes.

5. Abattage par grand fourneau de mine : la méthode est

utilisée lorsqu’il est nécessaire d’enlever des morts terrains

de dureté excessive pour des gradins de grande hauteur (30

m et plus). La méthode consiste à creuser au pied du gradin

une galerie au jour de faible section (environ 2.5 m2), d’une

longueur de l’ordre de 0.6 à 0.8 Hg. Au fond de cette galerie,

perpendiculairement à cette dernière, on creuse un ou deux

rameaux de même section dans lesquels on loge une ou

plusieurs charge(s) d’explosifs concentrés.

Après la mise en place d’explosifs dans les rameaux, on consolide

soigneusement les vides avec de la terre d’argile, la galerie d’accès

étant maçonnée solidement de manière à assurer un bourrage

parfait et à éviter que les charges fassent canon.

Les avantages de la méthode sont :

• L’économie certaine sur les frais de foration des trous

de mine

• Faible consommation d’explosifs par tonne des

produits abattus. Cette consommation varie suivant la

dureté de la roche et la puissance du type d’explosifs

utilisés.

Les inconvénients de la méthode sont :

• La fragmentation primaire mauvaise, ce qui demande

un débitage secondaire coûteux

• La projection des gros blocs de pierre à grande distance

pouvant donner lieu à des accidents graves

IV.3.3 Préparation du coup de mine

La préparation du coup de mine est une opération qui consiste au

chargement des trous de mine jusqu’à la mise à feu. Le chargement des

trous de mine se fait soit par cartouches cylindriques, soit à l’aide des

explosifs en grains (ANFO), soit enfin au moyen d’explosifs sous forme

d’émulsion.

Les différentes opérations de la préparation du coup de minage

sont :

1. Le curage : il se fait pendant et après le forage de la

profondeur projetée (par jet d’air comprimé ou par jet d’eau).

Cette opération se fait également à la veille d’un minage

primaire en découverte

2. Amorçage et chargement d’explosif : l’amorçage est la période

technique durant laquelle l’énergie circule des explosifs

d’initiation sensibles et puissants utilisés en quantité faible

vers les explosifs relativement sensibles utilisés en quantité

importante en vue de la désagrégation du massif rocheux.

a. Artifices d’amorçage

i. Cordeau détonant : il permet l’amorçage de

n’importe quel explosif sans recours à un

détonateur. Cependant, pour son propre

amorçage, il exige les chocs violents provoqués

soit par un détonateur électrique, soit par un

détonateur ordinaire sur lequel une mèche de

sûreté est sertie

ii. Tube Nonel : c’est un tube de plastique, de 3 mm

de diamètre, dont l’intérieur est enduit d’une

substance réactive permettant à une onde de

choc de se déplacer à une vitesse d’environ 200

m/s, cette onde de choc a une énergie suffisante

pour activer la charge primaire, la charge

secondaire et l’élément de retard contenu dans

un détonateur Nonel fixé à l’extrémité du tube

Nonel. La réaction ayant lieu dans un tube, elle

n’a pas d’effet explosif et agit surtout comme un

signal conducteur. Il s’agit d’un système non

électrique conçu par l’entreprise suédoise

NITRO-NOBEL. Le tube Nonel présente une

grande résistance à la traction, à l’usure et à

l’abrasion. Il est aussi très facile à manipuler et

possède une bonne résistance aux propriétés

chimiques. Les relais dans le système Nonel

appelé aussi bloc de distribution ou de

connexion ont pour effet de retarder la

détonation de la charge explosive à l’aide d’un

élément temporisateur à temps variable. Chaque

bloc de distribution peut supporter trois même

plus de tubes Nonel en même temps

b. Amorçage : Il se fait normalement par le cordeau

détonant, soit par cartouche amorce, soit sans

cartouche initiatrice. Actuellement, on utilise

également les tubes Nonel avec cartouche amorce. La

cartouche amorce représente un petit sac ou étui

contenant 0.25 à 1 kg d’explosifs forts ou brisants dans

lesquels on introduit une extrémité du cordeau

détonant sous forme de nœud ou un détonateur

Nonel fixé à l’extrémité du tube Nonel.

Actuellement, on utilise directement des cartouches

contenant des explosifs très forts comme cartouches

amorces. Pour ce qui concerne l’amorçage sans

cartouche initiatrice, on fait toujours un nœud à

l’extrémité du cordeau détonant avec accrochage d’un

morceau de pierre pour faciliter la descente du cordeau

détonant à l’intérieur du trou de mine.

c. Chargement de l’explosif : l’efficacité du minage peut

aussi résulter du choix d’explosifs et de leur répartition

dans le trou de mine lors de chargement d’explosifs. De

ce fait, on distingue trois cas suivants :

i. Trou contenant de l’eau : dans ce cas, on préfère

l’amorçage des trous de mine par le fond en

utilisant la cartouche contenant des explosifs

très forts et résistants à l’eau comme cartouche

amorce. Le cordeau détonant est normalement

utilisé comme cordeau secondaire ou dérivé car

il résiste à l’eau.

Après la descente de la cartouche amorce, on fait

descendre d’autres cartouches terminés par un

crochet. On charge les trous en fonction de la

consommation spécifique.

ii. Trous de mine dont les roches ont des

constitutions différentes : dans ce cas, on

repartit la charge d’explosifs alternativement

suivant la composition des roches

iii. Trous de mine sans eau : une seule cartouche

amorce pentolite booster et puis on verse

l’explosif en grains(ANFO) dans les trous de mine

ou on pompe des explosifs sous forme

d’émulsion. Faisons remarquer que l’émulsion

garde ses propriétés pendant longtemps dans les

trous de mine en présence d’eau car elle est

étanche à l’eau et inaltérable. Elle a une grande

vitesse de détonation 4200 à 5200 m/s. D’où sa

grande brisance. On utilise le cordeau détonant,

10 g/m, simple (diamètre 5 mm) charge de

rupture, qui ne résiste pas à l’eau comme

cordeau secondaire

d. Avantages de l’amorçage

i. Par cordeau détonant :

1. Les cartouches sont en contact du cordeau

détonant car il est sur toute la hauteur du

trou de mine et supprime ainsi les ratés

2. il augmente le rendement de l’explosif

3. il permet d’amorcer simultanément un

grand nombre de trous de mine

4. il peut être employé dans l’eau car son

enveloppe est étanche

5. il est léger, souple et conserve sa vitesse de

détonation

ii. par tube Nonel

1. A l’amorçage, l’onde de chocs agit du fond

du trou vers le haut

2. Les gaz de haute pression et grande

température produits passent directement

à la partie du trou de mine ayant une plus

grande résistance mécanique avant de se

perdre dans l’atmosphère. On obtient une

bonne granulométrie des blocs et une

diminution sensible des pieds de butte

3. Le système Nonel et ses accessoires évitent

une rupture intempestive des lignes avant

les délais prévus dans la séquence du

minage malgré ses contacts avec l’onde de

choc, on évite des ratés

4. un courant de fuite ou un courant

vagabond dans un massif rocheux

n’influence pas les détonateurs Nonel. On

ne craint donc pas les orages pendant la

saison de pluie. Le système Nonel permet

d’éviter les vibrations et diminue fortement

les bruits de détonation

3. Bourrage : il se fait après la pose de la charge explosive dans

le trou de mine. Ce bourrage se fait soit :

a. Au moyen des cuttings de forage

b. Au moyen de stériles

c. Au moyen des sacs de sable

4. Maître cordeau ou cordeau principal : Après avoir fait le

bourrage, on découpe le cordeau dérivé ou secondaire

sortant du trou d’une longueur de 0.5 m. Toutes les

extrémités des cordeaux dérivés sont alors raccordées au

maître cordeau ou cordeau principal qui est déroulé en

suivant le schéma prévu pour la mise à feu. Le cordeau

principal est déposé en évitant les coudes brusques. Tous les

cordeaux dérivés sont fixés sur le maître cordeau soit à l’aide

:

a. Des nœuds

b. D’une ligature très serré sur 5 à 6 m

c. D’une cordelette

d. D’une bande isolante.

Ces cordeaux dérivés doivent être dirigés dans le sens de

détonation ou dans le sens d’où vient le feu.

Pour éviter un battement lors de la mise à feu, on fait

disposer sur le maître cordeau une pelletée de sable ou de

cuttings tous les 6 m environs. Si on utilise les éléments de

retards qu’on appelle connectors, on les place aux endroits

prévus et soigneusement sertis sur les cordeaux.

5. Nettoyage du chantier : On concentre tous les cartons et

papiers qui contenaient les explosifs en un lieu qui ne sera

pas perturbé par les tirs. Ce tas sera brûlé après le minage

6. Sécurité de minage : Avant la mise à feu, on déplace tout

engin minier à un distance d’environ 200 m. Il s’agit des

sondeuses, des bulldozers, des scrapers, des excavateurs,

des compresseurs, du coffret et de son câble où on a coupé

préalablement le courant. Quelque fois, le coffret et les

pompes d’exhaure sont protégés par des touques. Après une

brève et attentive vérification, le chef mineur ordonne à tous

les ouvriers ou mineurs de quitter le chantier au son de la

trompette. Tandis que lui et son boutefeu restent sur le

chantier. Le camion fait le tour de tout le chantier et laisse à

endroit délicat un ouvrier à la trompette et au drapeau rouge.

Ce parcours étant effectué, le camion revient au chantier

pour prendre le chef mineur et son boutefeu.

7. Mise à feu : L’explosion de la charge peut être réalisée avec

du feu ou du courant électrique. Lors de l’explosion par le

feu, l’amorçage des trous de mine se fait toujours au moyen

de la capsule détonatrices (détonateur ordinaire) et d’une

mèche d’allumage appelée bick ford. Par ailleurs, lors de

l’explosion électrique, on utilise des allumeurs électriques et

des électro détonateurs. Le courant d’allumage, pour la mise

à feu des amorces électriques est fourni par des exploseurs.

Nous distinguons :

a. Les exploseurs dynamo-électriques : ce sont les

appareils où le courant d’allumage est produit par un

petit générateur à courant continu avec auto excitation

b. Les exploseurs à condensateurs : qui sont caractérisés

par un volume relativement restreint, une très grande

puissance et un poids qui leur confère une bonne

maniabilité. Le chargement des condensateurs est

réalisé par un générateur à courant alternatif actionné

à la main. Ces exploseurs sont munis des dispositifs de

sécurité qui permettent la mise à feu des amorces que

si la charge des condensateurs est complète.

L’amorçage électrique sans cordeau détonant est assez

rarement utilisé en carrière pour des motifs de sécurité,

car dans les découvertes ou mines à ciel ouvert, il existe

toujours des dangers d’explosion prématurée provoquée

par des courants vagabonds provenant :

• Des installations stationnaires et des batteries des

lampes de sûreté

• Du potentiel de la terre au voisinage immédiat des

lignes conductrices de courant électrique

• De la perte de courant dans les filons métallifères

conducteurs de l’électricité

L’explosion des charges peut actuellement être réalisée

par un système d’allumage non électrique appelé Nonel. Ce système

permet de conserver les meilleures qualités des systèmes extérieurs

d’allumage tout en diminuant leurs inconvénients (la sécurité, la

rapidité, la réalisation de toutes sortes de travaux aux explosifs

indépendamment des conditions électriques existantes). Après avoir

réalisé la mise à feu par l’un des processus cidessous, le chef mineur et

son boutefeu quittent immédiatement le chantier à bord du camion.

IV.3.4 Description des trous de mine et schémas de

tir

1. Généralités

Toute préparation du coup de mine doit commencer par

l’élaboration d’un plan de tir dont les éléments principaux sont :

• La ligne de moindre résistance au pied du gradin W

• La distance E qui est l’espacement entre deux trous d’une

même rangée

• L’écartement V entre deux rangées consécutives.

• Lb : la longueur du bourrage

• Lc : la plongeur de la charge explosive

• Hg : la hauteur de gradin

• α : l’angle de la pente naturelle des roches. Généralement, il

varie avec la nature de la roche ainsi que sa structure

• ac : la discontinuité plane

• β : l’angle de talus de gradin

• abc : le prisme d’éboulement, c'est-à-dire la masse rocheuse

D’une façon générale, la valeur de la ligne de moindre résistance

W au pied du gradin est fonction de plusieurs facteurs géologiques et

techniques tels que :

• la dureté des roches

Avec

• la hauteur du gradin

• le diamètre des trous de mine

• le type d’explosif

Si la distance W est très faible, les fissures s’étendront jusqu’à la

face libre et ne permettront pas la mise en pression, le souffle et la

pression seront augmentés. Par une grande valeur de W provoque une

grande résistance au souffle ainsi qu’une mauvaise fragmentation.

Lors du minage, la succession des phénomènes est la suivante :

1. la détonation

2. l’onde longitudinale vers l’extérieur

3. la formation d’un réseau des fissures radiales jusqu’à

environ quatre fois le diamètre de forage

4. la réflexion d’onde de traction contre la face libre

5. l’ouverture des fissures radiales tangentes aux fronts

d’onde, c'est-à-dire à la face libre

6. la pénétration préférentielle de gaz sous pression

7. l’écartement et la fragmentation

Lorsqu’une butte est bien dégagée, la charge de fragmentation

projette la roche à une distance de plusieurs dizaines de mètres. On

peut déterminer la ligne de moindre résistance au pied du gradin par la

formule suivante :

W=Hg cotg β+ bc;

Or bc=Hg (cotg α – cotg β) ; ce qui donne W=

Hg cotg β + Hg cotg α – Hg cotg β.

Et on a en définitive,

W= Hg cotg α

Les méthodes les plus précises de détermination des éléments d’un

plan de tir sont étudiées dans le cours de projets miniers.

2. Schéma de tir avec leur système de raccordement

Le plan de minage et la détermination des conditions de succès

d’un tir sont soigneusement liés aux exigences des résultats de la

foration primaire qui sont :

1. la profondeur et le diamètre des trous de mine

2. le nombre de rangées

Ces exigences complètent les conditions de réussite d’un tir qui

reposent principalement sur le respect de la banquette, du bourrage, de

la maille de forage, de l’amorçage et la séquence d’initiation de tir.

Rappelons que la banquette est aussi considérée comme la base

du prisme d’éboulement. C’est la distance maximum soit entre la

première rangée des trous de mine et la surface libre du gradin pour le

tir en butte dégagée (où il n’y a pas de matelas), soit entre la première

rangée de trous de mine et le matelas de roche mère pour le tire en

ferme.

Faisons remarquer que le nombre de rangées de trous de mine

provoque les effets suivants lors du minage primaire en carrière :

• une bonne granulométrie avec effet semblable au tir avec

matelas

• une fréquence de minage réduite

• un accroissement d’effet arrière qui peut être réduit par

l’emploi de micro retard et le schéma de tir approprié

Le minage primaire peut être en butte dégagée ou avec matelas

1. Minage en butte dégagée

a. Avantages :

• Une économie à l’explosif dans les premières rangées qui

sont dégagées parce qu’il y a moins de contrainte ou de

résistance au pied de butte

• Une cassure plus nette sur le périmètre de minage

• Moins d’effets arrières

b. Inconvénients

• La charge de fragmentation projette la roche à une certaine

distance

• La projection des produits abattus augmente le déplacement

des pelles et diminue ainsi leur rendement

• L’étalement des produits abattus entraîne souvent un

mélange de stérile et de minerai. Ce qui a pour conséquence

la dilution

• Une partie de l’énergie de l’explosif se transforme en énergie

cinétique

2. Minage avec matelas (roches minées) : Il s’agit d’un tir dit en

ferme qui utilise un matelas de roches minées, c'est-à-dire la distance

séparant les fronts d’attaque où la pelle travaille et la roche et la roche

en place.

lequel on rabat le minage en cours. Pour ce type de minage, il est

nécessaire de repérer, avec précision, la limite de la zone minée

précédemment.

a. Avantages :

• Le matelas permet de placer les engins de forage plus près

des derniers trous du minage précédent tout en augmentant

Un matelas est formé de déblais d’un minage précédent sur

la sécurité des engins lors du forage de la première rangée

des trous de mine

• Le minage avec matelas permet de prendre une avance de

minage, ce qui donne plus de souplesse au point de vue de

déplacement des sondeuses

• La charge de fragmentation ne projette pas la roche à une

grande distance. Ce qui ne produit pas un étalement des

produits abattus, d’où la diminution de déplacement des

excavateurs avec comme conséquence l’augmentation de

leur rendement

• Le non étalement des produits ne crée pas souvent un

mélange de minerais de teneurs différentes et de minerai

avec du stérile. Donc pas beaucoup de problème de dilution

• Le tir en ferme est donc favorable et permet de garantir des

réserves suivant la roche abattue en assurant ainsi une

activité ininterrompue de l’excavation

b. Inconvénients

• Le matelas augmente la contrainte ou la résistance à la base

de la butte

• Le matelas augmente l’effet arrière

3. Schémas des tirs usuels

Les schémas de tirs couramment utilisés tiennent compte des

contraintes du lieu où on se trouve et des résultats escomptés :

• Le pendage de couche ou du gisement pour souci de

sélectivité

• La présence des matériels à sauvegarder (environnement)

• Le tir en butte dégagée ou avec matelas

• Les tirs spéciaux : creusement d’un puisard

Ci-dessous nous donnons quelques types de schémas de tirs avec

leurs caractéristiques. Ces derniers sont aussi valables pour des tirs au

cordeau détonant et pour les tirs au Nonel

a. Schéma de raccordement rangée par rangée

Faciliter de raccordement. D’où gain de temps

En butte dégagée entraîne trop d’étalement et de

projection

• Schéma de tir usuel au cordeau détonant

Schéma de tir usuel au Nonel

C’est un minage en ferme, c'est-à-dire sans aucune surface de

dégagement. Il s’applique bien dans le cas de défoncement pour la

réalisation des puisards

• Schéma de tir usuel au cordeau détonant

Schéma de tir séquentiel trou par trou au Nonel

c. Schéma de raccordement en bouchon trapèze : Ce

schéma présente un meilleur équilibre de minage. Il

donne lieu à très peu ou pas de projection

• Schéma de tir usuel au cordeau détonant :

• Schéma de tir usuel au Nonel

/////////////////////////////////////

Un excellent minage se caractérise par peu ou pas de gros blocs,

pas de fines et de ratés, pas de pierres ou de bosses. Cela se constate

d’abord à distance à partir d’un lieu où l’on puisse apercevoir les tirs.

Puis sur terrain, pour se rendre compte de la diminution des blocs, des

effets arrières, de l’étalement des produits (minage en butte dégagée), de

l’effet canon, enfin au moment de l’excavation, pour compléter le constat

fait après vision par appréciation de l’existence des bosses, des gros

blocs et du pied de butte.

IV.3.5 Débitage secondaire

Les gros blocs produits par des tirs primaires que les unités de

transport et les excavateurs ne peuvent enlever directement sont chose

courante dans les découvertes ou carrières et présentent un problème

qui préoccupe souvent les exploitants. Il en est de même lors de

l’existence des pieds de butte et des bosses après le minage secondaire.

Ainsi, les gros blocs, les pieds de butte, les bosses après le tir primaire

nécessitent l’exécution du débitage secondaire pour améliorer la

fragmentation.

L’importance et la nécessité du minage secondaire dépendent du

type d’excavateurs, des unités ou moyens de transport ainsi que des

ouvertures d’entrée des concasseurs.

1. Débitage secondaire des gros blocs : Il existe plusieurs

méthodes de débitage secondaire :

a. classique : qui consiste à forer un ou quelques trous (2 ou

4) en fonction des dimensions des blocs, avec une

perforatrice légère munie de fleuret de 38 à 50 mm de

diamètre. Ces trous ont une profondeur variant de 0.25 à

0.50 D, où D est l’épaisseur maximum du bloc. La

consommation d’explosifs varie de 0.1 à 0.3 kg/m3

approximativement

b. Pour éviter la projection des pierres et économiser le temps

perdu lors du forage, on recourt aux procédés suivants :

i. On place simplement la charge explosive (un certain

nombre de cartouches d’explosifs brisants) sur le bloc

et on la recouvre d’une calotte de glaise ou d’argile.

Après l’amorçage et la mise à feu, le bloc est fendu et

écrasé sans projection. Mais, pour obtenir les mêmes

effets qu’une charge bourrée dans un trou de mine, il

faut une grande quantité d’explosifs brisants. Cette

méthode s’appelle « BONHOMME D’ARGILE »

ii. Une autre version s’appelle « SNAKE HOLING ». Ce

procédé consiste à charger un bloc en dessous, ce qui

le fait fragmenter par le haut

Les procédés Bonhomme d’argile et Snake holing peuvent convenir

pour débiter quelques blocs isolés mais ne sont pas satisfaisantes quand

il s’agit d’en débiter un grand nombre dont le volume à briser par bloc

dépasse 1 m3.

Ci-dessous nous donnons un tableau montrant la charge

approximative nécessaire pour chacune des trois méthodes (classique,

bonhomme d’argile et Snake holing) en fonction du poids des blocs.

Poids des blocs

En kg

250 500 1000 1500 200 2500 4000 4500 Méthode de débitage

secondaire

Nombre des

cartouches

1.5 2 3.0 3.5 4 4.5 6 8 Bonhomme d’argile

1 1.5 2.5 3 3.4 4 5 6 Snake holing

Cartouche 32*200 0.25 0.5 0.67 1 1.25 1.75 2.5 3.5 Méthode classique

c. Pour diminuer les projections des pierres et faire

l’économie d’explosifs. Dans ce cas, on utilise soit des pétards

hydrauliques, soit des pétards sous forme d’une charge creuse

d’explosifs.

i. Dans le cas des pétards hydrauliques, l’eau augmente

l’effet de l’explosif car la charge réalise son explosion dans un milieu

plus dense que l’air. Cette version consiste à forer des trous de faible

diamètre dont la profondeur minimum est de l’ordre de 30 à 35 cm,

tandis que le niveau d’eau doit être au moins de 12 cm à partir du fond

du trou de mine. La consommation d’explosifs y est aux environs de 8 à

10 fois moindre par rapport aux pétards ordinaires.

La deuxième version de l’utilisation des pétards hydrauliques pour la

fragmentation des blocs consiste à placer la charge d’explosifs sur les

blocs à briser et la recouvrir d’un sac de plastique rempli d’eau

ii. Dans le cas des pétards sous forme d’une charge

d’explosifs façonnée dits creuses dont la fabrication industrielle se

réalise par une série de modèles suivant la quantité d’explosifs (0.1 à 4

kg), on procède comme suit : on place la charge creuse d’explosifs sur le

bloc à fragmenter ; après l’amorçage et la mise à feu, le bloc est brisé.

d. Méthode mécanique

1. utilisation d’une lourde masse :

On se contente parfois du débitage secondaire mécanique qui

consiste à briser les gros blocs par une lourde masse. La lourde masse

en une seule pièce pesant 1 à 7 tonnes est soit en acier ordinaire, soit

en acier a manganèse et a une forme orthogonale ou hexagonale. Elle

est manœuvrée par un opérateur qui laisse tomber d’une hauteur

variant de 6 à 14 m sur le bloc à briser.

Détonateur

Mise à feu

Bloc à fragmenter

Charge creuse

La masse est considérée comme usée lorsqu’elle perd environ 3/5

de son poids. La durée de la masse varie entre 1 et 2 ans.

D’après les publications américaines, une grue équipée ainsi est à

la base de la méthode appelée « DROP BALL ».

On peut débiter à l’heure une vingtaine de blocs pesant jusqu’à 30

tonnes. Un opérateur habile peut remplacer 6 à 10 mineurs. Malgré ces

avantages, l’application de cette méthode est restée relativement limitée

surtout pour de petites carrières. C’est ainsi que son emploi exige une

place libre prévue spécialement non loin du chantier d’abattage, ce qui

gêne, dans le cas de petites carrières, les manœuvres des engins

d’exploitation (excavateurs, unités de transport, engins de

terrassement). D’autre part, le maniement de la lourde masse demande

une grande habilité du conducteur.

2. Brise blocs

Actuellement, plusieurs constructeurs tels que Krupp, Atlas

Copco, … construisent des brises blocs ou roches hydrauliques dont le

marteau fonctionne de la manière suivante :

• L’huile sous pression fait remonter le piston dans le

cylindre. Le piston comprime un coussin d’azote

• Lorsque la pression d’huile atteint une certaine valeur,

une soupape à grand orifice de passage s’ouvre et l’azote,

en se détendant, repousse avec force le piston

• L’énergie cinétique emmagasinée par le piston au cours

de sa course descendante est libérée sur le pic qui casse

le bloc ou la roche.

La brise blocs est assez cher à l’achat, mais il est rapidement

amorti. Il ne nécessite qu’une seule personne pour son fonctionnement

alors qu’il faut 2 foreurs et 2 mineurs pour le même travail. Avec la

pointe de la brise blocs, il est possible de faire rouler les blocs et les

amener à la place la plus favorable pour les briser.

La brise blocs peut fonctionner pendant tous les postes, il ne pose

aucun danger et se fait d’une façon permanente sans évacuation des

ouvriers du chantier.

IV.3.6 Efficacité d’un bon minage primaire

Pour se faire une idée sur l’efficacité d’un bon minage primaire

dans une carrière, certains exploitants calculent mensuellement le

coefficient d’efficacité du minage primaire. Ce dernier représente un

rapport de la quantité d’explosifs utilisée mensuellement pour le minage

secondaire sur celle utilisée pour le minage primaire. Soit

Qtms Ce = (Unité) ; avec Qtmp

• Ce : coefficient d’efficacité

• Qtms : quantité mensuelle d’explosifs pour le minage

secondaire

• Qtmp : quantité mensuelle d’explosifs pour le minage

primaire

Le taux d’efficacité est le produit par 100 du coefficient d’efficacité.

Il est exprimé en %.

Te= 100.Ce (%)

Théoriquement, il faut que le minage primaire soit tel que le

minage secondaire disparaisse. Le nombre de blocs et la quantité de tirs

secondaires doivent être réduits au maximum, étant donné qu’ils

représentent une dépense superflue au-delà de certaines limites.

En pratique, on doit minimiser le minage secondaire par

l’utilisation d’un meilleur plan et la prévention des ratés. Cette dernière

passe par un contrôle strict du schéma de tir dans les branchements de

la charge explosive, de la charge amorce

(détonateurs ou pentolites boosters) du circuit d’initiation.

On améliore la fragmentation en respectant les paramètres de

forage et de minage. Ainsi, on accepte que dans les meilleures conditions

d’exploitation, le taux d’efficacité d’un minage primaire doit avoir une

valeur variant entre 3 et 10 %.

CHAP V. ENGINS DE CHARGEMENT

V.1 Généralités

a. Parmi les engins de chargement utilisés dans les mines

à ciel ouvert, on distingue deux types fondamentaux selon leur mode

de fonctionnement ou de travail :

i. Les engins dont le fonctionnement s’effectue d’une

manière cyclique, c'est-à-dire les opérations

élémentaires d’un cycle complet d’excavation et de

chargement se réalisent successive. Ce sont des

excavateurs à godet unique (pelle mécanique ou

hydraulique, chargeuse frontale, dragline)

ii. Les engins dont le fonctionnement s’effectue d’une

manière continue, c'est-à-dire les opérations

élémentaires d’un cycle complet d’excavation et de

chargement y compris le déplacement se réalisent

simultanément. Ce sont des excavateurs à godets

multiples (roue-pelle, excavateurs à chaîne à

godets)

b. Suivant l’ordre de prise de gradins, on distingue deux

modes d’excavation : globale et sélective

i. L’excavation globale est la plus répandue dans les

mines à ciel ouvert et se fait généralement le long

du gradin sans lotissement du front de travail en

zone détachées, autrement dit tous les types des

roches des chantiers d’exploitation (minerais et

stériles) sont excavés et chargés dans le même

matériel de transport

ii. L’excavation sélective est généralement utilisée

dans les cas particuliers et notamment là où il y a

nécessité de séparer les minerais des stériles

intercalaires. Cette excavation se fait par des

tranches ou zones détachées dont les dimensions

sont déterminées en fonction de la structure du

gisement et de la teneur des minerais.

c. Selon l’emplacement de l’excavateur et du point de

chargement, on distingue trois schémas principaux de travaux

d’excavation et de chargement :

i. L’excavateur se trouve au niveau inférieur du

gradin à excaver, et est destiné à travailler

audessus du niveau sur lequel il repose, à ce

moment-là, l’excavateur travaille en butte (la pelle

mécanique travaille généralement en butte)

ii. L’excavateur et le point de déchargement du godet

se trouvent au niveau supérieur du gradin. Dans ce

cas, l’excavateur est destiné à travailler en dessous

du niveau sur lequel il repose. On dit que

l’excavateur travaille en fouille (les draglines

travaillent normalement en fouille ainsi que les

pelles hydrauliques)

iii. L’excavateur travaille en butte en reposant sur le

niveau inférieur du gradin tandis que le point de

déchargement du godet se trouve au niveau

supérieur du gradin ou bien l’excavateur travaille

en fouille et le point de déchargement se trouve au

niveau inférieur du gradin

d. Les excavateurs peuvent généralement excaver de deux

manières :

i. Soit à partir d’une extrémité de l’enlevure par chantier

latéral. Il s’agit de l’excavation par enlevure orientée en

direction du front du gradin

ii. Soit l’excavation se fait du côté de talus du gradin

par le chantier frontal

IV.2 Notions sur le rendement et les coefficients

de disponibilité et

d’utilisation des engins de chantier

IV.2.1 Notion sur le rendement des engins de

chantier

Il est pratiquement impossible qu’un engin de chantier fonctionne

sans arrêt durant un nombre défini d’heures par jour. Ainsi dans les

calculs du débit ou du rendement d’un engin de chantier, on fait

intervenir deux facteurs importants :

Le rendement horaire.

Le rendement général du chantier.

Le rendement horaire traduit des aléas indépendants du lieu, de

l’époque, du genre de machine, de la qualité de l’organisation, …

Dans ses calculs, nous admettons que la durée du travail effectif

par heure est de 50 minutes. De ce fait, nous introduisons dans les

calculs du rendement horaire un coefficient de 50/60, soit 0.83.

En ce qui concerne le rendement général du chantier, nous tenons

compte de deux coefficients :

Le coefficient d’adaptation qui représente sur le rendement,

l’incidence des conditions locales et du moment pour un type

d’engin donné.

Le coefficient de gestion qui caractérise l’influence des

qualités du chef et du personnel sur la marche des travaux,

ceci pour un genre d’engin donné.

Nous appelons rendement général du chantier, le produit du

coefficient d’adaptation et du coefficient de gestion.

L’obtention du meilleur rendement général possible est une

nécessité car le bénéfice tout entier de l’entreprise est mis en jeu par ce

dernier.

V.2.2 Notion des coefficients de disponibilité et

d’utilisation des engins de chantier

En pratique, il est difficile de déterminer avec précision le

rendement général du chantier. De ce fait, lors des calculs du débit ou

rendement d’un engin de chantier, il s’avère nécessaire de considérer les

cœfficients de mise à disposition et d’utilisation effective des engins

miniers émanant de différentes classes d’heures au lieu d’utiliser les

rendements horaire et général du chantier.

Faisons remarquer que les différentes classes d’heures que nous

allons décrire permettent de définir les notions de :

Coefficient de mise à disposition, CMD.

Coefficient d’utilisation effective, CUE.

Coefficient d’utilisation absolu, CMA.

1. Classes d’heures

Tout part d’une période de référence qui représente normalement

soit un poste, soit une journée, soit une semaine, soit un mois, soit une

année, … Elle peut être décomposée en différentes classes d’heures

suivantes :

a. Heures théoriques ou possibles, HP

Elles représentent le total d’heures possibles dans une période

donnée :

Un poste= 8 heures. Un

jour= 24 heures.

Un mois =30 jours= 720 heures (ou 8760/12=730 heures).

Une année = 365 jours = 8 760 heures…

Ces heures sont décomposées en deux classes :

Les heures d’activité.

Les heures d’inactivité.

b. Heures d’activité, HACT

Elles représentent l’ensemble des heures pendant lesquelles les

services d’exploitation et de maintenance sont en activité quelle que soit

la période de référence considérée.

Elles sont décomposées en deux classes principales d’heures :

Heures de mise à disposition, HMD.

Heures de maintenance, HM.

b.1 heures de mise à disposition

Ce sont les heures pendant lesquelles les engins sont mis à la

disposition de la division de l’exploitation. Autrement dit, le total

d’heures garanties par la division de Maintenance à l’Exploitation pour

la réalisation de la production planifiée.

Elles sont décomposées en deux classes d’heures :

Heures d’utilisation réelle ou effective.

Heures improductives.

b.1.1 heures d’utilisation réelle ou effective, HUE

Ce sont les heures effectivement prestées par les engins affectées

à l’exploitation.

b.1.2 heures improductives, HIMP

Ce sont les heures pendant lesquelles les engins qui sont mis à la

disposition de l’exploitation ne travaillent pas à la production.

Il s’agit par exemple des heures de :

Changement de poste.

Attente poste.

Minage.

Déplacement des engins d’un chantier à l’autre.

Ravitaillement en carburant.

Visite de la division de maintenance.

Manque du courant ou panne sèche.

Autres arrêts divers indépendants de l’état de l’engin.

b.2 heures de maintenance, HM

Ce sont les heures pendant lesquelles les engins sont à la

disposition de la maintenance.

Il s’agit des heures qui correspondent aux périodes d’entretien, de

réparation, de rénovation ou du retard dû aux approvisionnements en

pièces de rechanges.

c. Heures d’inactivité, HINACT

Elles représentent les heures pendant lesquelles les engins ne sont

sous la responsabilité directe ni de l’exploitation, ni de la maintenance.

Dans cette classe d’heures, nous considérons les heures de réserve

qui sont les heures gérées par la direction du siège en cas de

surabondance de la flotte d’engins. Les engins de réserve sont localisés

à la maintenance.

d. composition des différentes heures

Classes d’heures principales (à utiliser

obligatoirement pour le calcul des

coefficients).

Catégories d’heures (à utiliser facultativement).

1erniveau

:terminologie

obligatoire

2eniveau : à définir par la société.

Heures d’inactivité.

Entretien

préventif. -visites systématiques. -entretien périodique. -réparation (révisions partielles). -modification/amélioration.

Rénovation. Démontage complet de l’engin.

Dépannage. -intervention sur chantier. -intervention au garage.

Accident. Attentes diverses. -attentes manques sous-ensembles.

-attentes manques rechanges. -attentes manque Atelier Tous sièges

(ATS). -attentes manque personnel entretien. -attentes transport ou remorquage, …

Temps morts. Minage.

Réserves. Abondance de l’équipement

disponible.

Divers. Attente chauffeurs, panne sèches.

Changement des

postes. -Prise en charge. -ravitaillement.

Heures de régie. -nettoyage chantier, pistes. -préparation chantier DEM. -Dépannage remorquages. -services généraux Siège.

Heures de

translation. -Déplacement entre chantier et garage

-Déplacement entre carrières.

Heures de travail. Production.

Connaissant toutes ces différentes classes d’heures, nous

définissons :

le coefficient de mise à disposition. le

coefficient d’utilisation effective. le

coefficient d’utilisation absolue.

2. Coefficient de mise à disposition, CMD

C’est le rapport entre les heures de mise à disposition et les heures

possibles.

HMD

CMD = 100 (%).

HP

3. Coefficient d’utilisation effective, CUE

C’est le rapport entre les heures d’utilisation effective de l’engin et

les heures de mise à disposition.

HUE

CUE = 100 (%).

HMD

4. Coefficient d’utilisation absolu, CUA

C’est le produit des coefficients de mise à disposition et

d’utilisation effective.

HMD HUE HUE HUE

CUA=CMD*CUE = = ;CUA = 100 (%).

HP HMD HP HP

Ainsi, le coefficient d’utilisation absolu est le rapport entre les

heures d’utilisation effective de l’engin et les heures possibles pendant

une période de référence considérée.

IV.3 Les pelles

IV.3.1 Généralités

Ce sont des engins d’excavation et de chargement les plus

répandus en mines à ciel ouvert et qui sont destinés à travailler dans

tout type de terrain.

Les pelles mécaniques ou à câbles travaillent habituellement en

butte tandis que les pelles hydrauliques peuvent travailler soit en butte,

soit en fouille ou soit en rétro. La force motrice utilisée est soit diesel,

soit électrique ou soit diesel électrique.

Depuis 1947, les pelles ont été particulièrement perfectionnées

aux Etats-Unis d’Amérique et les puissances unitaires s’y sont accrues

dans des proportions spectaculaires. Les pelles destinées à l’enlèvement

des morts terrains qui recouvrent des couches minéralisées à des

profondeurs allant jusqu’à 30 m atteignent des dimensions beaucoup

plus importantes que celles destinées à l’extraction du minerai. Leur

godet peut avoir une capacité de plus de 50 m3.

Pour le chargement du minerai, on utilise des pelles dont la

capacité du godet est relativement petite (pouvant aller de 0.60 à 8 m3,

dans certains cas jusqu’à 15 CY.)

N.B : 1 CY=0.7646 m3

La limite de la capacité du godet est imposée soit par les

dimensions des unités de transport (camions ou wagons) dans lesquelles

il faut décharger les produits abattus, soit par l’épaisseur de la couche

minéralisée et soit par la capacité du concasseur qui doit les recevoir.

V.3.2 Pelles mécaniques ou à câbles

Elles sont presque toujours alimentées à l’électricité par des

courants triphasés. Le groupe Ward Leonard qui est en général monté

sur le bâti tournant, alimente les différents moteurs à courant continu.

1. Cycle de la pelle mécanique : c’est l’ensemble de toutes les

opérations depuis le creusement du godet jusqu’au retour de ce dernier

à sa position initiale de creusement. Il s’agit des opérations suivantes :

i. Arrachement de la roche (creusement par

le godet) et retrait du stick (bras) jusqu’à

la hauteur de déversement.

Ces mouvements se font par un pignon

commandé par un petit moteur spécial

placé sous la flèche

ii. Rotation de la pelle mécanique entraînant

avec elle la cabine, la flèche et le godet

iii. Ouverture du fond du godet par traction

(câble ou chaîne) exercée sur le système

de fermeture et déversement de la roche

abattue dans l’unité de transport

(camion ou wagon) iv. Fermeture du fond

du godet par son propre poids dès qu’il est vidé

et retour du godet à sa position du début de

creusement

2. Principales parties d’une pelle mécanique : les principales

parties d’une pelle mécanique sont :

I. Bâti fixe : il s’agit d’un châssis inférieur monté soit sur chenille,

soit sur pneus ; qui assure la mobilité de la pelle

mécanique

II. Bâti tournant : il s’agit d’un châssis supérieur où sont installés

tous les moteurs, organes de travail et de commande.

La cabine de l’opérateur et le treuil sur lequel s’enroulent

les câbles de manœuvre

III. Organe de travail : il est constitué d’un godet, d’un bras (stick) et

d’une flèche s’articulant sur le bâti supérieur tournant

3. Principales dimensions de travail:

Les principales dimensions de travail sont déterminées par la

longueur de la flèche et celle du stick ainsi que par la capacité du

godet de l’excavateur. Il s’agit de :

I. Rayon de creusement Rc : c’est la distance horizontale entre l’axe de

rotation de l’excavateur et le bord d’attaque du godet. On distingue le

rayon de creusement maximum Rc max, lorsque le bras est avancé au

maximum, et le rayon de creusement minimum Rc min, qui correspond

au rayon de creusement de l’horizon où l’excavateur est installé, qu’on

appelle également le rayon de la plate forme de nivellement

II. Hauteur de creusement Hc : c’est distance verticale entre l’horizon

où l’excavateur est installé et le bord d’attaque du godet. On parle de la

hauteur maximum de creusement Hc max lorsqu’on soulève au

maximum le bras

III. Hauteur de déversement Hd : c’est la distance verticale entre

l’horizon où l’excavateur est installé et le bord inférieur du godet en

position de déversement (ouverte). La hauteur de déversement

maximum Hd max correspond à l’élévation maximale du bras

IV. Rayon de déversement Rd : c’est la distance horizontale entre l’axe

de rotation de l’excavateur et le milieu du godet en position de

déversement. Le rayon maximum de déversement Rd max correspond

à l’avancement maximum du bras

V. Profondeur de creusement Pc : c’est la profondeur en contrebas de

l’excavateur, c’est-à-dire en dessous de l’horizon où ce dernier est

installé.

4. Dimensions de l’enlevure pour les pelles mécaniques : lors de

l’excavation par pelle mécanique, l’enlevure A contient deux grandes

parties :

I. La partie intérieure l2 II. la partie extérieure l1

La largeur de la partie intérieure l2 ne dépasse pas le rayon de

creusement au niveau sur lequel repose l’excavateur, soit

Rc min+ Rc max

l 2 = Rc = 2

La largeur de la partie extérieure est choisie de façon à garantir le

remplissage du godet au cours d’un seul passage sans rebroussement

sur le front d’attaque.

Pour les bandes de transport, cela est réalisable si l’angle de

rotation de l’excavateur ne dépasse pas 30 à 45 °. Alors la partie

extérieure de l’enlevure l1 est déterminée par l’expression suivante :

l1=Rc Sin α ≈ (0.5 à 0.7) Rc

D’où la largeur totale de l’enlevure A est définie par :

A = Rc +Rc Sin α = Rc (1+ sin α)= (1.5 à 1.7) Rc

Lorsque le transport des produits se fait par train, on adopte

habituellement la largeur maximum de l’enlevure pour réduire le

nombre de ripage de la voie ferrée. Dans le cas de transport par camion,

la largeur de l’enlevure diminue jusqu’à : A = (0.7 à 1) Rc au niveau de

l’excavateur car la construction et l’entretien des pistes ne demandent

pas de dépenses considérables, tandis que la diminution de l’angle de

rotation contribue à la réduction de la durée de cycle et favorise ainsi

l’augmentation du rendement de l’excavateur.

Lors de l’excavation des terrains durs et semi durs ébranlés à

l’explosif, le chargement des produits abattus peut être réalisé soit par

un seul, soit par deux passages du godet de l’excavateur dans les

éboulis.

V.3.3 Pelles hydrauliques

A la fin du XXe siècle, nous avons assisté au développement

continu des pelles hydrauliques qui concurrencent fortement les pelles

mécaniques.

Elles peuvent travailler en butte, en rétro et en benne preneuse

car elles sont quelques fois universelles puisqu’elles peuvent être

facilement transformées par des équipements interchangeables.

Nous signalons que sur ces engins que tous les mouvements qu’ils

effectuent s’obtiennent grâce aux vérins commandés par des pompes

hydrauliques. Ces dernières sont à débit variable avec régulation de

pression. Leurs qualités spécifiques en font des engins parfaitement

adaptés au travail dans les mines à ciel ouvert. Ces pelles permettent

une grande précision pour l’attaque du front de travail lorsque celui-ci

présente des couches alternativement dures et tendres. Il est possible

avec ces pelles de réaliser l’abattage sélectif des parties tendres. Les

parties durent tombent d’elles-mêmes une fois que le sous cavage est

effectué. Leur conception permet, en effet, de doter la machine de base

de l’équipement convenable exactement au procédé d’extraction

souhaitée.

La possibilité de travailler en fouille ou en butte, avec la même

pelle, offre diverses solutions aux exploitants qui peuvent ainsi choisir

la méthode d’exploitation la mieux adaptée au site et à la structure du

gisement.

La pelle hydraulique combine la possibilité de pénétration dans le

tas et de sous cavage, ce qui permet de désagréger le terrain tout en le

coupant. En disposant d’autre part d’un effet de levage et de rotation,

elle permet un chargement complet du godet avec le minimum de

mouvement vers le haut.

1. Cycle de travail d’une pelle hydraulique : le cycle de travail

d’une pelle hydraulique comprend les opérations suivantes :

• Le cavage (ou arrachement de la roche)

• Le levage de la flèche

• La giration de la pelle hydraulique (rotation du bâti tournant)

• Le déversement de la roche contenue dans le godet

• La giration retour du bâti tournant entraînant avec lui le

godet à sa position du début de creusement

2. Principales parties d’une pelle hydraulique : la pelle

hydraulique comprend deux grandes parties principales :

• La partie fixe : elle se compose de :

i. Un châssis : sur lequel sont fixés les deux bâtis

de chenilles. Chaque bâti de chenilles a à son

extrémité un moteur de traction et à l’autre

extrémité une roue tendeuse. Les chenilles

facilitent le déplacement de l’engin et assurent

une bonne adhérence au sol. Grâce à ses

chenilles, la pelle hydraulique peut franchir une

rampe dont la pente maximum est de 35 °

ii. Une couronne de giration : permettant la

rotation de la partie tournante. Cette couronne

est fixe et dentée ; la rotation est obtenue à l’aide

de pignons montés sur des moteurs

hydrauliques de rotation.

• La partie tournante : elle se compose de :

i. Une cabine de l’opérateur : qui abrite tous les

éléments de commande et de contrôle des

mouvements de l’engin.

ii. Une cabine de machinerie : qui comprend le

moteur diesel, le groupe des pompes

hydrauliques, les deux moteurs de giration, le

compartiment des batteries, le réservoir de gasoil

et celui de l’huile hydraulique. Il a également un

réfrigérant de cette huile hydraulique. Cette

cabine constitue un contrepoids

iii. Un équipement de travail constitué de :

1. un bras qui s’articule au bout de la flèche

2. une flèche qui s’articule sur le bâti tournant

ou bâti supérieur

3. un godet

4. quatre vérins qui commandent les

différents mouvements dont deux pour le

levage et la descente du bras, un pour le

basculement de la flèche et un pour les

manœuvres du godet

3. Principales dimensions de travail:

• A : le rayon de creusement maximum

• A’ : le rayon de creusement minimum

• B : la profondeur de creusement maximale

• B’ : la profondeur de creusement minimale

• D : la hauteur de creusement maximale

• E : la hauteur de déversement maximale

• F : le rayon de déversement maximum

V.3.4 choix d’un type de pelle

Le choix du type de pelle le plus approprié à un travail se fait en

considérant les éléments suivants :

• La nature des matériaux

• La granulométrie des produits

• La hauteur du front d’attaque ou profondeur de

creusement

• La production envisagée

Les pelles dont les flèches ont une grande hauteur permettent de

travailler dans les mines à ciel ouvert dont la hauteur des gradins est

assez élevée. Elles peuvent, avec les godets, dans des tels cas purger le

front d’attaque après le tir primaire.

Par ailleurs, les pelles hydrauliques permettent d’obtenir, sous un

faible encombrement, une puissance égale sinon supérieure à celle

obtenue avec des pelles mécaniques qui sont massives et moins

maniables.

Il y a également d’autres facteurs qui entrent cependant en ligne

de compte. Ce sont essentiellement :

• La mobilité de l’engin et sa rapidité

• Le mode de déchargement

• Le choix de force motrice de la pelle

V.3.5 Débit d’une pelle dans une mine à ciel ouvert

1. Généralités

Dans toutes les machines de l’exploitation à ciel ouvert,

l’excavateur est l’engin dont il est le plus difficile d’évaluer le débit du

fait que malgré la connaissance des certaines caractéristiques de

l’excavateur telles que :

• La vitesse de levage et de halage

• Le nombre de rotation que l’excavateur peut faire par minute

• Le temps de cavage

• Le vitesse de translation, etc

Ces facteurs seuls ne permettent pas d’établir, par l’analyse, la durée de

chaque cycle. Mais d’autres facteurs tels que :

• Le temps nécessaire pour passer d’une manœuvre à l’autre

• La vitesse de réaction des embrayages, des freins et des

servomoteurs

• La rapidité de réflexe de l’opérateur, son habilité,… Sont si

variables qu’on ne peut les évaluer que grossièrement.

2. Débit horaire d’une pelle sans influence de ses déplacements

D’une manière générale, sans tenir compte des déplacements de

l’engin en cours d’excavation, le débit horaire théorique en place est

exprimé par la formule suivante :

3600*Cg * K

D' = (m3/h) ; avec : t * f

• Cg : la capacité nominale du godet en m3

• 3600 : le nombre de secondes en une heure

• f : le coefficient de foisonnement des produits abattus

• K : le coefficient groupant divers facteurs de correction

suivants o Kr : le facteur de remplissage o Kg : le facteur de

giration

o Kl : le facteur de course d’attaque ; la course d’attaque

représente la longueur sur laquelle est faite

l’excavation à chaque course du godet

D’où K=Kr.Kg.Kl

Le débit horaire effectif D en place est calculé par l’expression

suivante :

D = D'. .ρch (m3/h) ; avec

• D’ : le débit horaire théorique en m3/h

• : le rendement horaire de l’excavateur

• ρch : le rendement général du chantier

Compte tenu des difficultés de la détermination du rendement

général du chantier, les exploitants préfèrent, par expérience, utiliser le

coefficient d’utilisation absolu au lieu de ρch . Ainsi, le débit horaire

effectif D en place s’exprime par :

D=D’. CUA (m3/h)

3. Débit horaire d’une pelle compte tenu de ses déplacements

Si la durée nette du déplacement de la pelle sur chenille peut

sembler négligeable, mais il faut embrayer, débrayer et mettre en vitesse

des masses considérables ; ce qui cause des pertes de temps qui

prolongent la durée des déplacements proprement dits.

Connaissant :

• V0 : le volume que l’excavateur déplace à chaque passe, c'est-

à-dire entre deux positions successives, dont l’expression est

V0 = S. la (m3) ; avec o S : la section transversale de la

tranchée

o la : la valeur pratique de la longueur de la passe entre

deux positions successives

• D’ : le débit horaire théorique.

On déduit le nombre n de déplacements nécessaires par heure en

utilisant la variation suivante :

D'

n = V0

Quand on connaît le nombre n de déplacement par heure et la

durée td en secondes de chaque déplacement, on obtient le débit rectifié

effectif par heure en utilisant les expressions suivantes :

3000− n*td Cg

D = . .K. ρch t f

(m3/h)

3000− n*td Cg

D = . .K.CMD t f

N.B : Toutefois, on peut négliger l’influence des déplacements sur

le débit tant que leur nombre n reste inférieur aux chiffres suivants :

• Pour des petites pelles (0.75 à 1 CY) : n < 4

• Pour des machines moyennes (1.5 à 2.5 CY) : n < 3

• Pour des grosses machines (3 à 4 CY et plus) : n < 2

V.4 Draglines

V.4.1 Généralités

Il s’agit d’un excavateur utilisant un godet mobile manœuvré par

des câbles suspendus à une longue flèche métallique pouvant atteindre

le double de celle de la pelle mécanique.

Par leur conception, les draglines sont destinées à travailler en

fouille. La partie en volée des draglines est très allégée et la flèche devient

une poutrelle en treillis. Son champ d’application est donc

considérablement augmenté par rapport à une pelle et cela d’autant plus

que le godet n’ayant pas des pièces mobiles est à la fois moins délicat et

plus léger. Sa manoeuvrabilité est beaucoup plus rapide.

Travaillant en fouille, les draglines sont donc indépendantes de la

nature du sol du fond des cavités ou d’excavation.

Les parties électriques et mécaniques des draglines sont assez

semblables à celles des pelles, mais les moteurs diesel sont plus utilisés

sur des draglines qui opèrent parfois à des endroits assez isolés.

V.4.2 Cycle de travail d’une dragline

Le godet en forme de scraper (ouvert à l’avant et fermé à sa partie

inférieure) est entraîné par des câbles de traction et se remplit de roches

en découpant un copeau de 5 à 500 mm d’épaisseur au cours de son

déplacement vers le châssis d’excavateur.

Le godet plein est ensuite levé au moyen des câbles de levage ou

câbles arrière, les câbles de traction étant tendus, ne permettent pas au

godet de se vider. Simultanément l’appareil pivote vers le lieu de

déversement où le vidage du godet se réalise par son basculement grâce

au relâchement des câbles de traction (câbles avant). Après le vidage du

godet, la dragline pivote vers le front d’attaque et le cycle de travail

recommence.

Dans les roches dures, un abattage préalable à l’explosif est

nécessaire. Mais si la dureté de la roche est faible, le godet peut, par

chute libre, arracher lui-même les matériaux.

Dans le travail de dragline, c’est la chute libre du godet qui donne

la puissance d’attaque du massif. Cette chute peut être accompagnée

d’une certaine lancée, plus ou moins importante suivant l’adresse de

l’opérateur.

V.4.3 Types de draglines

1. Dragline marchant

Tous les gros draglines utilisées pour le travail de découverture

(c'est-à-dire l’enlèvement des morts terrains) sont du type marchant

dont le principe est d’utiliser le châssis inférieur comme appui sur le sol

pendant la période de travail (la surface du châssis étant beaucoup plus

grande que celle des chenilles) et de provoquer la marche à l’aide des

patins ou des semelles actionnées par des mouvements à excentriques

et à leviers.

Le double avantage de ce système est de permettre l’emploi des

bras très longs (jusqu’à 75 ou 87 m) avec une stabilité parfaite et en

faisant supporter sur le sol que des pressions ne dépassant pas, pour

des engins de plus de 1200 tonnes, 1 kg/cm2 sur ses semelles par

avance.

Les draglines marchant perdent évidement beaucoup en mobilité

(leur vitesse d’avancement n’est que de 150 à 250 m/h au lieu de 2

km/h pour les pelles).

Ces machines peuvent souvent recevoir des flèches de différentes

longueurs correspondant à des godets de différentes capacités. C’est

ainsi que des draglines marchant type MARION 7800, de 2500 CV de

puissance avec deux groupes Ward Léonard, on peut utiliser :

• Une flèche de 87 m avec un godet de 17.3 m3

• Une flèche de 67 m avec un godet de 27.3 m3

On peut aussi modifier l’inclinaison de la flèche qui peut être réglée

de 30 à 40 ° en agissant sur la longueur des câbles tendeurs. Une

augmentation de la valeur d’un angle augmente la hauteur du jet, en

diminuant un peu le rayon d’action de la machine.

La forme BYCURS-ERIE fabrique différents types de draglines (par

exemple le modèle 1150 B de 1200 tonnes a un godet de 19.3 m3 avec

23 moteurs qui totalisent une puissance installée de 4037 CV)

2. Draglines sur chenilles

Ce sont des draglines employées le plus souvent au chargement

de minerai et dans les gisements de petites dimensions. Leur capacité

moyenne varie de 0.5 à 0.6 m3. Ils peuvent également servir au

creusement des tranchées ainsi qu’au nettoyage du fond de la carrière.

3. Draglines à grappins

Au bout de la flèche de la dragline, le godet peut être remplacé un

grappin. Cette modification est intéressante pour les exploitations en

fouille lors de l’exploitation des gisements alluvionnaires.

V.4.4 Dimensions de l’enlevure pour dragline

La largeur de l’enlevure A lors de l’exploitation par dragline est

déterminée par l’expression suivante :

A = Rc (Sin ω1 + Sinω2 ) ; Avec w1 et w2 respectivement les angles de

rotation de la flèche de la dragline, de son axe de déplacement à gauche

et à droite./////////////////////////////////////

V.4.5 Débit de la dragline

1. Débit horaire de la dragline sans influence des déplacements

Comme dans le calcul du débit d’une pelle mécanique ou

hydraulique, le débit horaire théorique en place est exprimé par la

formule suivante :

3600 Cg D' = . .K (m3/h) t f

Le débit horaire effectif D en place est calculé par l’expression

suivante :

50 ch 3/h)

D = D' ρ (m 60

La remarque faite au sujet du rendement général du chantier lors

du calcul du débit d’une pelle mécanique ou hydraulique est également

d’application dans ce cas. D’où le débit horaire effectif devient :

D = D’. CUA

2. Débit horaire compte tenu des déplacements des draglines

En connaissant le nombre n des déplacements par heure et la

durée td (s) de chaque déplacement, on calcule le débit effectif horaire

par la formule suivante :

3000 −n.td Cg 3/h)

D = . K.CMD (m t f

N.B : En pratique, on néglige l’influence du nombre de

déplacement sur le débit tant que leur nombre reste inférieur aux

chiffres suivants :

• 2 à 4 déplacements/heure pour les petites draglines (0.75 à

1 CY)

• 2 à 3 déplacements/heure pour les draglines moyennes (1.5

à 2.5 CY)

• 1 à 2 déplacements/heure pour des grosses draglines (3 à 4

CY)

V.4.6 Choix d’un type de dragline

Les éléments du choix d’une pelle sont aussi à prendre en

considération pour une dragline. Mais au contraire d’une pelle

mécanique, sur une même machinerie de dragline (comme celle de la

pelle hydraulique), on peut monter des équipements différents. Ainsi, il

y a une étude plus poussée à faire pour déterminer :

• La machinerie de base

• La longueur de la flèche

• La capacité et le type du godet

Tout cela en fonction des conditions précises du travail demandé

aux draglines.

V.5 Roue-pelle

V.5.1 Généralités

Ce sont des engins du groupe des excavateurs à godets multiples

qui sont destinés à travailler dans des terrains meubles, tendres et de

dureté moyenne (sable, argile, charbon, lignite, phosphate…).

Ces engins marchent mieux dans des terrains homogènes et

humides. Des blocs très durs inclus dans le massif constituent des

obstacles pour le chargement et risquent de détériorer le godet et même

d’arrêter l’exploitation.

Compte tenu de leur emploi, elles travaillent dans la plupart des

cas en butte par passes successives à des niveaux différents. On

fabrique aussi des modèles conçus pour le travail en butte et en fouille.

V.5.2 Cycle de travail

L’organe de travail est une roue placée à l’extrémité d’une longue

flèche métallique orientable et relevable à l’aide d’un treuil. Cette roue

dont le diamètre variant de 3 à 22 m suivant le modèle porte 6 à 18

godets de 10 à 6600 litres de capacité.

Le mouvement de rotation de la roue permet aux godets d’attaquer

le terrain et se remplir. Ayant atteint sa position haute, le godet se vide

et le produit arraché tombe sur le transporteur à bandes placé à

l’intérieur de la flèche de la roue pelle. Ces produits sont transportés à

travers le bât de l’excavateur et sont ensuite transférés vers l’arrière de

l’appareil par un second convoyeur porté par un pont intermédiaire

orientable et ajustable en longueur. Ces convoyeurs déversent les

matériaux dans le wagon ou sur une courroie transporteuse ou encore

sur une sauterelle (sur la sauterelle pour la mise en terril).

V.5.3 Mode de creusement

Le creusement se fait à partir de l’arrête supérieure du gradin sous

forme de rabattage (l’épaisseur du copeau est de l’ordre de 0.5 à 1

m) au cours des mouvements de va et vient de la flèche.

On distingue généralement quatre modes de creusement par roue-

pelle selon l’orientation et l’ordre de prise des copeaux :

1er. Le mode par copeaux verticaux uniques dans

chaque tranchée du gradin successivement de haut

en bas.

2e. Le mode par copeaux verticaux multiples dans

chaque tranchée du gradin. On préfère ce mode de

creusement dans les roches stables et lors de

l’excavation sélective.

3e. Le mode par copeaux horizontaux descendants, le

nombre des opérations secondaires de l’excavateur

y est minimum par rapport aux autres modes de

creusement, mais finalement l’utilisation du

bulldozer pour niveler les terrains est indispensable

4e. Le mode par copeaux combinés, ce qui est

préférable dans les roches semi stables.

Dans le cas de creusement par copeaux verticaux multiples, en

utilisant la flèche de longueur fixe non réglable, on peut déterminer la

largeur de l’enlevure par l’expression :

A = Rc (Sin φ1 + Sin φ2 ) – (Hg – h ) Cotg α (m); avec:

• Rc: le rayon de creusement de la roue-pelle

• φ1 et φ2 : respectivement les angles de rotation de la flèche

de l’excavateur autour de son axe de déplacement. On

prendra φ1 = 90° et φ2 = 45 °, au maximum 50 °.

• α: l’angle des talus du gradin

• Hg : la hauteur du gradin qui est déterminé lors de

l’excavation en butte par la hauteur de creusement de la

roue-pelle

• h : hauteur d’une tranchée du gradin

V.5.4 Débit de la roue-pelle

Il est très difficile d’estimer le débit réel de ces engins miniers car

leur débit est fonction de plusieurs paramètres tels que :

• La nature des matériaux excavés (stérile et minerai)

• Les conditions saisonnières

• L’humidité du sol

• L’angle des talus du gradin

• Les conditions d’entretien des voies

Le débit théorique horaire est donné par l’expression suivante :

60*Cg.N.Kr

D' = (m3 / h) ; avec : f

• Cg : la capacité nominale du godet en m3

• N : le nombre de godets déversés par minute qui se calcule

60.Vr

par N = où Vr est la vitesse de rotation de la roue en e

m/s et e, l’espacement entre godets en m

• Kr : le coefficient de remplissage

Le débit horaire effectif est donné par l’expression suivante :

50

D = D'. .ρch

60 (m3/h) ou D

= D'.CUA

V.6 Excavateurs à chaîne à godets

V.6.1 Généralités

Ce sont des engins dont le principe de rabattage est analogue à

celui des roues-pelles.

Ils peuvent travailler en butte ou en fouille. Quand ces

excavateurs travaillent en fouille, ils doivent être conçus pour que les

appuis du bâti sur le sol soient suffisamment distants du bord de la

fosse pour empêcher les accidents qui peuvent se produire suite à des

affaissements brusques du talus à causes d’une très forte concentration

des contrainte à proximité du bord de la fosse. C’est ainsi

qu’actuellement la chaîne à godets relève les produits suffisamment

hauts et loin du bord de la fouille pour permettre de positionner les

chenilles de l’excavateur à une distance raisonnable.

Les excavateurs plus puissants ne sont construits que pour les

travaux de découverture des matériaux tendres d’épaisseurs

relativement grande. Ces excavateurs n’offrent pas de possibilités aussi

variées que la plupart d’autres engins d’excavation. Ils doivent être

conçus pour des travaux bien déterminés.

Pour leur conception et leur mode d’opération, ces engins sont des

machines à grand débit pour le sol propice à l’excavation.

V.6.2 Eléments essentiels de l’excavateur à chaîne à

godets

1. Châssis métallique : Il est monté le plus souvent sur chenille

et en particulier sur voie ferrée

2. Organe de travail : c’est une chaîne à godets sans fin sur

laquelle sont fixés les godets à égale distance les uns des

autres. Ces godets sont en forme de coquilles munies à bords

d’attaque d’un couteau en acier très dur facilitant des

terrains tendres.

3. Construction métallique, élinde : il s’agit d’une construction

métallique appelée élinde qui maintient le tourteau de tête et

de retour de la chaîne à godets et qui lui sert de guidage.

L’élinde est suspendue par câble à une flèche. D’une façon

générale, l’élinde est un bras porteur de la chaîne à godets

en quatre tronçons relevables et dont la position dans le sens

vertical peut être, pour chacun, réglé par l’opérateur de la

machine. Le dernier élément de la chaîne à godets est appelé

fouilleuse. L’élinde est montée sur une tourelle, ce qui

permet de changer son orientation par rapport au

mécanisme de translation

4. Convoyeur à bande : les produits arrachés par les godets

tombent sur un convoyeur à bande qui les déverse à

l’extrémité du châssis métallique

5. Bâti supérieur : c’est sur ce bâti qu’on a la salle des machines

où sont installés tous les moteurs et la tourelle sur laquelle

est monté l’élinde

6. Tourelle : elle supporte l’élinde et deux cabines de commande

placées de part et d’autre de cette tourelle permettant de bien

suivre le travail de la chaîne à godets

V.6.3 Cycle de travail

Le talus du gradin est le chantier de l’excavateur à chaîne à godets

au cours de l’excavation. La machine avance sur la voie ou sur chenilles

le long du talus ou de la fosse à excaver. La roche est raclée par les

godets de la chaîne qui rabotent le terrain par copeaux de 10 à 30 cm

sous l’influence de la translation de l’ensemble de l’engin sur la voie

ferrée.

La conception de l’ensemble du bras de ces excavateurs leur

permet par exemple de prendre une tranche de terrain de 6 m

d’épaisseur. Il faut ensuite déplacer la voie de 6 m. Les godets qui

transportent, le long du bras, la matière raclée et après leur passage sur

le tourteau de tête, la déversent soit directement dans la trémie, soit sur

un convoyeur à bandes qui la délivre à son tour dans la trémie. Celle-ci

par l’intermédiaire de ses goulottes alimente les moyens de transports

(wagons ou convoyeur principal de la découverte).

Lorsque l’excavateur travaille en fouille, le coefficient de

remplissage des godets est plus élevé grâce au déplacement et à

l’accumulation des tas des produits devant les godets qui les poussent

de bas en haut. Par contre, pour l’excavation en butte, ces produits

tombent à chaque côté de l’élinde. Cette excavation n’est pas toujours

avantageuse du fait qu’en terrain humide, l’eau provenant de talus

inonde parfois la voie, les godets se chargent mal et ramènent le sol

ramolli vers la machine ; ce qui augmente les frais d’entretien et de

nettoyage de la voie. En revanche, ce mode d’excavation a l’avantage

d’établir la plate-forme nécessaire pour procéder à la passe suivante.

V.6.4 Débit de l’excavateur à chaîne godets

Il est également très difficile d’établir le débit de ces engins miniers

car ce débit est fonction de plusieurs paramètres tels que :

• La nature des terrains à excaver

• Les conditions atmosphériques et saisonnières

• L’humidité du terrain ou sol

• Les conditions de drainage

• La longueur et la profondeur d’exploitation

• L’angle des talus

• Les conditions d’entretien des voies

• La vitesse de déplacement des voies ferrées

Le débit théorique horaire est donné par l’expression suivante :

60*Cg * N * Rvol

D' = (m3/h) ; avec : f

• D’ : le débit théorique horaire (m3/h)

• Cg : capacité nominale de chaque godet (m3)

• N : nombre de godets déversés par minute. Ce nombre de

déversement des godets est compris entre : o 20 et 25/

minute pour les gros engins o 25 et 30/minute pour les

engins moyens o 30 et 40/minute pour les petits engins

• Rvol : le rendement volumétrique ou le coefficient d

remplissage des godets. Ce rendement volumétrique peut

prendre en pratique, lors de l’excavation en fouille, les

valeurs suivantes :

o Bonnes conditions et en tenant compte de la matière

pressée en avant des godets : Rvol=1 et plus

o Dans le sable et le gravier :Rvol=0.70 et 0.90 o Dans

l’argile et la glaise. Rvol=0.40 et 0.50 o Pour

l’excavation en butte, on réduit chacune de ces valeurs

de 10 à 20 %

• f : le coefficient de foisonnement

On sait que le débit effectif D est sensiblement inférieur au débit

théorique D’ à cause de rendement et du rendement général du chantier.

Le rendement horaire qui comprend ici les petits réglables et les

changements de marche, peut être compté comme ailleurs en raison de

50/60. En revanche, aussi parfaite que soit l’organisation du chantier,

le rendement général est beaucoup plus mauvais que celui des autres

procédés d’excavation. On peut considérer un rendement général de :

• 80 % comme très bon

• 60 à 70 % comme moyen

• 40 à 50 % comme mauvais

Par ailleurs, le débit horaire effectif d’un excavateur à chaîne à

godets peut être calculé par l’expression suivante :

D=D’.CUA (m3/h)

V.6.5 Champ d’application ou d’utilisation

Les excavateurs à chaîne à godets sont utilisés dans les cas

suivants :

• Dans les carrières de sable et de graviers, dans les gisements

d’argile et de charbon

• Dans le creusement de canons et le réglage de lits des rivières

ainsi que leur nettoyage et leur entretien

• La construction des remblais des routes

• Dans l’excavation des fondations des caves

Dans le monde, il y a trois pays qui utilisent principalement ces

excavateurs. Il s’agit de la République Démocratique D’Allemagne, la

Tchécoslovaquie et l’ex URSS.

V.7 Chargeuse frontale

V.7.1 Généralités

Dans les mines à ciel ouvert, on utilise un groupe d’engins mobiles

dont la mission est non seulement d’excaver les matériaux (stériles et

minerais), mais également les transporter jusqu’aux lieux de

déversement pour la mise en terril ou le stockage des minerais non loin

du chantier d’exploitation. Ce sont des chargeuses frontales, des

scrapers divers et les bulldozers. Ces deux derniers types d’engins sont

étudiés dans le chapitre des engins de terrassement.

Les chargeuses frontales sur chenilles ou sur pneus sont montées

sur un châssis articulé, mais l’articulation travaille seulement dans un

plan horizontal, l’essieu arrière étant monté sur un balancier. Le godet

pelleteur disposé en avant doit avoir une largeur plus grande que

l’empattement des pneus pour les protéger. La flèche porte godet est

montée à l’avant du châssis, ce qui facilite d’assurer une bonne visibilité

au conducteur.

Les chargeuses frontales peuvent travailler dans les roches semi

dure après abattage.

Il existe actuellement une variété considérable d’engins de ce type

avec des capacités des godets variant de 1 à 7.5 m3 pour des puissances

de 80 à 500 CV. Ces engins dont le fonctionnement est caractérisé par

une grande productivité grâce à leur grande puissance et à leur rapide

manoeuvrabilité se sont implantés et affirmés partout dans le monde au

cours des trois dernières décennies.

Les vérins hydrauliques actionnant la flèche sont montés sur des

pivots cylindriques. En ce qui concerne l’équipement hydraulique, deux

points sont à considérer : une chargeuse en remplissage des godets

demande à son système hydraulique de la pression plutôt que du débit

(puisqu’il n’y a qu’une faible variation de la cylindrée des vérins de

l’équipement). Par contre en manœuvre, ce n’est plus de la puissance

qui est demandée, mais du débit.

Pour éviter d’avoir uniquement des pompes à gros débits, grosses

consommatrices de puissance lors de remplissage, les chargeuses

frontales sont équipées de pompes hydrauliques à double corps :

• Lorsque le circuit travaille en dessous d’une pression seuil

(manœuvre), les deux corps débitent

• Par contre lorsque le circuit travaille au dessus de la pression

seuil, il n’est plus alimenté que par un seul corps qui est à

même de fournir le débit et la pression nécessaire

Les éléments qui permettent de faire le choix d’une chargeuse

frontale sont principalement :

• La capacité du godet

• La puissance et le poids de l’engin

• Le prix de l’engin

V.7.2 Mode de travail

Le chargement des produits se fait par la pénétration du godet

dans la masse abattue lorsque la machine avance. C’est l’effort de

traction de la machine qui assure la pénétration du godet, puis ce

dernier se referme tandis que la flèche monte. C’est cet équipement qui

assure le remplissage alors que l’essieu avant reste bien chargé. Après

le remplissage du godet, le bras de la chargeuse est levé à la position

haute et le déplacement de l’engin s’effectue en sens inverse à partir du

front. Une chargeuse doit protéger son train de roulement, c'est-àdire

ses pneus. Son conducteur doit toujours attaquer les matériaux à

charger au pied du tas ou du gradin et le godet à plat.

Quand la chargeuse quitte le front du chantier, son déplacement

peut se faire dans n’importe quel sens, le vidage du godet se réalise par

son basculement avant.

La chargeuse attaque le gradin soit par son extrémité, soit du côté

du front d’attaque (le mode de travail le plus répandu).

La largeur d’une enlevure est déterminée en tenant compte de la

distance de sécurité entre la chargeuse et l’arête inférieure de talus.

Cette distance varie entre 1.2 et 1.8 m. Pratiquement, l’enlevure varie,

suivant le modèle la chargeuse frontale, entre 5 et 15 m.

Lors de l’utilisation des chargeuses frontales, la grandeur des

produits abattus doit répondre à l’inégalité suivante :

a Cg (m) ; avec :

• a : la grandeur maximale des blocs à charger en m

• Cg : la capacité nominale du godet en m3

V.7.3 Débit horaire d’une chargeuse frontale

Le rendement horaire effectif d’une chargeuse frontale est calculé

par la formule suivante :

3000*Cg.Kr.CMD

D = (m3/h) ; avec : tcy. f

• 3000 : qui représente le nombre de secondes par heure

compte tenu du rendement horaire fixe de 50/60.

• Cg : la capacité nominale du godet en m3

• Kr : le coefficient de remplissage

• CMD : le coefficient de mise à disposition

• f : le coefficient de foisonnement

• tcy : le temps de cycle de la chargeuse en s

Le temps de cycle de la chargeuse frontale, d’un aller-retour du

lieu de chargement au lieu de déchargement, est calculé par

l’expression suivante :

1 1 tcy = d( + ) + Z (s) ; avec : Va Vr

• d : la distance du déplacement de la chargeuse frontale entre

le tas de matériaux ou du front d’attaque et l’unité de

transport (camions, wagons …). Cette distance est supposée

la même pour un aller en charge et un retour à vide en m

• Va : la vitesse de la chargeuse en charge en m/s

• Vr : la vitesse de la chargeuse à vide en m/s

• Z : le temps hors parcours de la chargeuse qui est le temps

des manœuvres, de remplissage du godet et son

déchargement. Par expérience, on prend la valeur de 0.5

minute ou 30 s.

Il convient d’apporter beaucoup de soins à la définition des

coefficients Kr et CMD.

Il est recommandé de procéder à des essais sur chantier du temps

de cycle de la chargeuse. D’une façon générale, on peut considérer que

les temps de cycle de la charge frontale sont sensiblement identiques.

Les valeurs ci-dessous, dans le cas d’utilisation des camions bennes

comme unité de transport, peuvent être considérés comme valeurs de

références.

a) Produits en tas

• Très bon cycle : 42 s

• Cycle moyen : 57 s • Mauvais cycle : 72 s

b) Matériaux tout-venant •

Très bon cycle : 63 s

• Cycle moyen : 86 s

• Mauvais cycle : 108 s

CHAP VI ENGINS ET MOYENS DE

TRANSPORT

VI.1 Généralités

Le transport établit la liaison entre le fond de la carrière et le point

de déchargement des produits (stérile et minerai). Il a pour objet non

seulement de déplacer des minerais mais aussi des stériles qui

représentent souvent la principale partie de la circulation des produits

dans une exploitation à ciel ouvert.

Les mines à ciel ouvert posent généralement le problème de

transport très particulier et cela pour plusieurs raisons :

• Les fonds des carrières et les points de déchargement des

produits se déplacent de manière continue dans les limites

de la carrière et des terrils ou remblais en minerais. Ce qui

demande les ripages (déplacements latéraux et périodiques)

des voies ferrées ainsi que la reconstruction et l’entretien des

routes

• Les pentes considérables qu’il faut gravir en passant d’un

gradin à l’autre dans un espace assez limité

• Un grand tonnage à déplacer

L’organisation de transport est un problème très important, à ne

jamais négliger, qui conditionne en partie les possibilités de production

de l’entreprise. Les frais de transport dans les mines à ciel ouvert

atteignent 30 à 40 % des dépenses totales de l’exploitation.

D’une façon générale, on distingue les types et les modes de

transport : les types de transport déterminent l’itinéraire du matériel

roulant, c’est ainsi que le transport du minerai et du stérile peut se faire

soit par les mêmes voies (transport dit du type concentré), soit par des

voies différentes (transport dit du type séparé ou dispersé). Le mode de

transport détermine les caractéristiques de fonctionnement des

principaux moyens de transport, ainsi on distingue :

• Les transports continus (bande transporteuse, transport

hydraulique, transport aérien par câble…)

• Le transport discontinu cyclique (locomotive et wagons,

camions et engins dérivés des camions, grues à câbles)

Pour déplacer des grandes quantités de stériles à faibles

distances, on utilise quelques fois des ponts de transfert qui sont

constitués d’un ensemble métallique et d’un convoyeur à bandes.

VI.2 Transport par train (locomotive et wagons)

Le transport par train est théoriquement le plus économique, mais

il lui manque beaucoup de souplesse.

Les conditions les plus favorables à l’utilisation des trains dans les

mines à ciel ouvert sont :

• Nature des sols favorables au déplacement des voies

• Gisement vaste de dimensions importantes dont la

profondeur ne dépasse pas 200 m ou 250 m maximum

• Grande distance de transport (6 km et plus)

• Régularité assez marquée du contour du gisement

• Dans les roches dures et semi-durables ébranlées

préalablement à l’explosif ou bien dans les roches tendres,

meubles, moins humides.

VI.2.1 Eléments de transport par train

Il existe deux parties intégrantes qui représentent la base du

transport par chemin de fer, à savoir les voies ferrées et le matériel

roulant.

1) Voies ferrées : les voies ferrées comprennent des structures

supérieures et inférieures ; la structure inférieure peut représenter soit

un remblai, soit une tranchée bordée de fosses d’écoulement. La

supérieure des voies ferrées se compose :

a. Des ballasts (ensemble des pierres concassées qui

maintiennent les traverses d’une voie ferrée)

b. Des traverses en bois, en fer ou en béton

c. Des rails lourds avec des éléments de fixation.

L’écartement des rails varie dans les divers pays entre

750 mm et 1524 mm (en République Démocratique du

Congo, il est de 1067 mm ; en Europe, 1435 mm). Dans

les mines à ciel ouvert, on installe parfois des voies

courbes dont les rayons sont déterminés en fonction de

la position principale des voies dans la carrière (voie

permanente ou déplaçable de l’écartement des rails et

du mode de traction (diesel ou électrique).

Pour éviter le renversement possible des wagons roulant à une

vitesse exagérée et pour diminuer la résistance à la circulation, on donne

aux rails extérieures une cote un peu supérieure de 20 à 60 mm à celle

des rails intérieures. Il s’agit d’un dévers, c'est-à-dire la différence des

niveaux entre les deux rails d’une voie ferrée en courbe.

Pour permettre une bonne organisation des trains entrant et

sortant dans une mine à ciel ouvert, il convient de disposer des gares de

surface. Dans les grandes carrières, on installe généralement deux

gares, l’une pour les minerais et l’autre pour les stériles. Dans des

petites carrières, on n’a qu’une seule gare recevant à la fois les trains

chargés des stériles et ceux des minerais.

1) Matériel roulant : le matériel roulant se compose des wagons et

de locomotive

a. Wagons : les plus employés dans les mines à ciel ouvert sont

des wagons basculants dont les profils des rails ainsi que des

traverses ont été spécialement étudiés pour les gros

tonnages. Actuellement, on utilise les rails de 60 kg/m. Les

capacités des wagons pour les voies normales (grand

écartement) varient entre 22 et 58 m3. Ce qui correspond à

un chargement de 50 à 180 tonnes. Dans les exploitations

des couches en plateure ayant une importante surface de

recouvrement superficiel, le transport de ce dernier peut être

assuré par des wagons de 16 roues (8 essieux). D’une

capacité de 100 m3, soit un poids brut de 240 tonnes, chaque

wagon est chargé en une minute par la roue-pelle (cas des

exploitations de lignite en Roumanie). L’ensemble des

wagons d’un train peut être basculé latéralement par une

pression d’un levier à l’aide de l’air comprimé et vidé en

l’espace de quelques secondes.

b. Locomotive : deux types de locomotives sont actuellement

utilisés dans les mines à ciel ouvert :

i. Locomotive électrique : les locomotives à trolley avec

moteur à courant continu sont les plus répandus dans

les mines à ciel ouvert importantes et elles permettent,

de façon économique, le transport rapide d’un tonnage

annuel de l’ordre de 10 à 20 millions de tonnes, même

à des très grandes distances. C’est dans ces conditions

que le transport du minerai jusqu’à l’installation des

préparations de préparation mécanique à 30 km

s’effectue par des trains beaucoup plus puissants de

100 wagons de 90 tonnes tirés par 6 locomotives, 3

devant et 3 derrière, avec un seul machiniste disposant

d’un poste central pour télécommander toutes les

locomotives. On fabrique aussi un autre modèle de

moyen de transport par chemin de fer tel qu’un agrégat

de traction comprenant une locomotive de commande et

un certain nombre de wagons moteurs et d’alimentation

autonome. L’emploi des agrégats de traction permet

l’augmentation des pentes à gravir jusqu’à 10 % avec

une diminution en même temps de la consommation

électrique de 15 à 20 %, ce qui est très important dans

les mines à ciel ouvert profondes. L’emploi des

locomotives électriques ne dépend pas des conditions

climatiques, la commande est simple et la construction

sûre. Les principaux inconvénients des locomotives

électriques sont :

Les investissements primaires sont importants

pour la construction des sous stations

électriques dans les carrières

Les déplacements difficiles et coûteux du réseau

de traction électrique surtout au voisinage du

fond de carrière. C’est ainsi qu’on utilise

quelques fois la locomotive à double alimentation

telle que Diesel-électrique pour éviter la

construction du réseau de traction sur

le niveau d’exploitation au voisinage du chantier

d’abattage dont les roches sont ébranlées à

l’explosif

ii. Locomotive Diesel : l’emploi de la locomotive diesel est

rationnel lors de l’ouverture d’une grande carrière dans

les régions assez éloignées. Leurs avantages sont :

Alimentation autonome

Consommation relativement moindre des

combustibles

Economie certaine sur les investissements

primaires grâce à l’absence du réseau de

traction électrique

Leurs inconvénients sont :

Pente à gravir assez faible (3 %)

Usure assez rapide du moteur diesel

Réparation compliquée et coûteuse

VI.2.2 Roulage

L’organisation du roulage dans les mines à ciel ouvert est un

problème essentiellement pratique car à l’intérieur de la zone minière il

y a toujours des tronçons sur lesquels plusieurs convois sont amenés à

circuler dans les conditions où l’évolution du travail d’exploitation

modifie souvent les données initiales de calcul.

Il est évident que si le roulage se faisait au gré du hasard, on

arriverait rapidement à une situation inextricable pouvant amener tôt

ou tard à l’arrêt non seulement du chantier d’exploitation mais aussi de

l’usine de traitement. L’organisation du roulage ne doit pas être

confondue au projet de roulage. L’organisation cherche à utiliser au

mieux un matériel existant, tandis que le projet de roulage est appelé à

choisir le matériel de roulage du point de vue des conditions naturelles

et technologiques

D’une façon générale, la circulation des trains doit être organisée

de trois manières :

1. Roulage à l’horaire : des heures fixes de départ et d’arrivée dans

les gares du chantier d’abattage et des voies d’évitement sont

déterminés suivant l’itinéraire des voies. On établit un graphique

technologique de la circulation permettant de réduire ou même

de supprimer les attentes par les empreintes des voies communes

2. Roulage à la capacité : la composition des trains est constante,

aucun horaire n’est imposé, le signal de départ est donné lorsque

le convoi est plein. Ce mode d’organisation convient en travers

du front de travail

3. Roulage par dispatching : Ni l’horaire, ni la composition des

trains ne sont déterminés à l’avance. C’est le dispacheur

renseigné constamment sur l’état général du roulage qui, après

les informations reçues, dirige tout le roulage. Il est évident que

cette manière d’organisation du roulage nécessite des moyens

d’information et de communication bien établi.

VI.2.3 Rendement de transport par train

Dans les carrières, le rendement de transport peut être défini

comme étant soit le poids des matériaux transportés par unité de temps,

rendement appelé capacité de transport ; soit le nombre de trains

circulant par unité de temps appelé capacité de circulation.

Les capacités de transport et de circulation dépendent de :

L’état des trains

Le mode de traction

Le type de locomotive

Le type et la capacité des wagons

La vitesse de l’organisation de circulation

Les capacités de transport et de circulation sont établies sur la

ligne dite trajet limitatif qui est la partie de la ligne la plus longtemps

utilisée ou occupée par une paire de train lorsque cette ligne est à voie

unique et un train lorsqu’elle est à double voie.

La capacité de circulation des voies ferrées est le nombre de paires

de train pendant un poste ou par jour. Lorsque la voie est unique, la

capacité de circulation par poste est donnée par la formule suivante :

60T

Npmax = (Paires de trains) ; avec :

t1 +t 2 +tn

T : la durée du poste (en moyenne 7 heures) t1 : 60L/V1 ; temps

en minutes mis par un train chargé pour parcourir le trajet de

longueur L en km à la vitesse V1 en km/h t2 : 60L/V2 ; temps

en minutes mis par un train vide pour parcourir le trajet de

longueur L en km à la vitesse V2 en km/h

tn : temps nécessaire pour la liaison avec le poste de

commande (3 à 4 minutes pour la liaison téléphoniques, 2 à

3 minutes pour la commande semi automatique, 1 à 2

minutes pour la commande automatique)

Lorsque la ligne est à deux voies, la capacité de circulation est

donnée par la formule suivante :

60.T

Npmax =

t +tn

La signification des lettres est la même que précédemment sauf

pour les valeurs de tn :

Pour la liaison téléphonique, tn est le même

Pour la commande semi automatique, tn = 1 à 2 minutes

Pour la commande automatique, tn = 0 minute

Le degré d’utilisation de la capacité de circulation caractérisant

l’organisation générale et l’intensité des travaux est donné par la formule

:

Neff K = (unité) ; avec : N

max

Neff : Nombre effectif de paires de trains

Nmax : Nombre maximum de paires de trains déterminé par

le graphique chronologique

La capacité des trains M est donnée par l’expression suivante :

N M = n.q (tonnes) ; avec : Kt

N : nombre de trains chargés

Kt : coefficient correctif lié à l’irrégularité des départs du train.

Il varie entre 1.20 et 1.75 n : nombre de wagons par train q :

charge des wagons en tonnes

d

o q =V. (tonnes) ; avec : f

V : le volume de wagons en m3 d : la densité

du minerai en place f : le coefficient de

foisonnement du minerai

VI.3 Transport par camions-bennes

VI.3.1 Généralités

Les camions et les engins dérivés des camions (tracteurs et

semiremorques) sont des moyens de transport les plus couramment

utilisés dans les mines contemporaines.

Le transport par camion offre les avantages suivants :

la souplesse d’utilisation permettant de s’adapter à tous les

types d’exploitation pour n’importe quelle profondeur et

structure du gisement. la grande capacité de transport.

l’organisation simple de la circulation des engins de

transport.

Les conditions les plus favorables à l’emploi des camions sont :

les gisements de faibles et moyennes dimensions (2 à 5 km)

dont la profondeur peut dépasser 200 à 250 m. la distance

de transport ne dépassant pas 5 à 6 km.

les roches dures et semi-dures ébranlées à l’explosif ou bien

des roches meubles et tendres moins humides.

le tonnage à déplacer jusqu’à 10 millions de tonnes par an

pour les camions dont la capacité des bennes est inférieure

à 70 tonnes. On peut aller jusqu’à 70 millions/an pour les

camions de plus de capacité (100 tonnes et plus).

Actuellement aux Etats-unis, il y a des camions de 350

tonnes.

Les camions, les tracteurs et les semi-remorques utilisés dans les

mines à ciel ouvert sont à moteur diesel ou diesel-électrique. Ils doivent

être très robustes et souples. Ils sont à deux ou trois essieux moteurs.

Ces dernières sont sollicitées séparément grâce à une boîte de transfert,

ce qui permet à ces gros engins de franchir des grands obstacles.

Nous distinguons les camions à propulsion mécanique ou assistée

par trolley. Tous les camions utilisés ont au moins les caractéristiques

suivantes :

l’emploi d’un cerveau moteur de direction. les

gros pneus très résistants à l’usure.

la cabine à suspension élastique pour le confort du

conducteur.

la benne basculante.

la caisse de la benne est prolongée par une plaque très

épaisse qui recouvre la cabine du conducteur.

le chauffage du fond de la benne par les gaz d’échappement

du moteur afin d’éviter le colmatage par les produits

humides et collants dans la benne du camion.

VI.3.2 Distinction de type de camion, dans les mines

à ciel ouvert, suivant le mode de propulsion

Suivant leur mode de propulsion, on distingue deux types de

camions dans les mines à ciel ouvert contemporaines :

Camion à propulsion mécanique

Camion à propulsion électrique

1. Camion à propulsion mécanique

La transmission comprend les principaux organes suivants :

Moteur à essence ou diesel

Embrayage à friction

Boîte de vitesse

Arbre à cardan

Transmission principale (renvoi d’angle avec différentiel)

Roues motrices avec les arbres de roue (essieux)

Ces camions se sont habituellement répandus grâce à une série

d’avantages assurant la souplesse d’utilisation tel que le rayon de virage,

et par conséquent la grande manoeuvrabilité dans les conditions

minières gênantes.

Dans les carrières de faible ou moyenne production, le modèle le

plus courant va de 15 à 45 tonnes. L’augmentation de la productivité du

matériel utilisé dans les mines à ciel ouvert est à la base de la

construction des excavateurs de plus en plus puissants. Cette évolution

s’est faite évidemment en parallèle avec celle des camions

correspondants. Dans le but de diminuer le coût de transport, la

capacité et la puissance des camions ont été sensiblement augmentées.

Cette évolution s’est faite d’abord suivant le développement des moteurs

diesels rapides chez les trois constructeurs suivants : DETROIT,

CUMMINS, et CATERPILLAR ; et de transmission mécanique jusqu’à des

puissances de l’ordre de 600 CV pour une capacité de 80 tonnes environ.

L’augmentation de puissance dans les transmissions mécaniques

se poursuit puisque les prototypes de camion de 150 tonnes sont en

étude ou en essai

2. Camion à propulsion électrique

Dans ce cas, nous distinguons deux types de camion :

Diesel-électrique

Assisté par trolley

a. Camion Diesel électrique

Ce sont des camions dont le moteur Diesel entraîne soit une

génératrice qui, grâce à une excitatrice, produit du courant continu, soit

un alternateur qui produit du courant alternatif. Ce dernier est redressé

en courant continu et fait actionner le moteur installé dans les roues

motrices arrière fonctionnant sous une tension de 500 V et alimenté en

parallèle du démarrage jusqu’à la vitesse optimale préconisée de 12

km/h.

Actuellement des camions de grande capacité (100 t, 150 t, 300t…)

sont fabriqués par plusieurs firmes, surtout américaines, entre autres

GENERAL MOTORS et CATERPILLAR. Par exemple, la firme Caterpillar

a construit un camion remorque de 240 t à deux essieux à l’arrière et

équipé d’un moteur diesel de 150 CV. Ce camion a une longueur de 30

m et est actionné par les moteurs électriques placés dans les roues

arrière. Le vidage se fait par le fond. Il peut atteindre une vitesse de

64.32 Km/h.

Les principaux avantages de ces camions sont :

La possibilité de gravier assez facilement des pentes jadis

inaccessibles

La grande capacité de transport résultant de leur rapidité et

de leur puissance qui se sont constamment accrues

La possibilité d’utiliser le modèle standard, ce qui rend plus

simple l’entretien des engins.

L’alimentation autonome avec des consommations des

combustibles relativement basses

L’amélioration de la transmission de la puissance du moteur

b. Camion assisté par trolley

L’installation d’un système auxiliaire d’alimentation électrique par

trolley a permis de diminuer le coût de transport dans les exploitations

à ciel ouvert grâce à l’accélération de rotation des camions et à

l’utilisation d’une énergie beaucoup moins chère que le gasoil.

Il s’agit généralement des camions Diesels-électriques équipés des

pantographes qui sont modifiés à l’entrée de la piste trolley quand ils

quittent le front de travail de l’excavateur de telle sorte qu’ils deviennent

des camions trolley grâce aux pantographes qui soutirent du courant

continu à deux lignes aériennes (caténaires). Le courant continu est

envoyé directement dans les moteurs des roues motrices arrière. Un

sélecteur à deux positions placées à la disposition du conducteur permet

de choisir le mode d’alimentation (diesel ou trolley).

En position diesel, le camion fonctionne comme une benne non

équipé du système trolley et au point balisé de l’entrée de la ligne, le

conducteur bascule la commande en position trolley et continue à

conduire son camion comme s’il restait en mode diesel et toutes les

autres opérations sont automatiques.

En mode trolley, la pédale d’accélération doit être maintenue

enfoncée et pendant ce temps, le moteur diesel n’assure que la

ventilation des moteurs des roues et n’entraîne rien. Enfin, les

commandes du mode trolley et de ralentissement sont complétées par

un tableau de contrôle.

Le système trolley présente les avantages suivants en

comparaison du mode diesel-électrique :

Faible consommation en gasoil, le moteur diesel restant au

ralenti n’entraîne rien (environ 40 % de gain en gasoil)

Gain de temps en vitesse, car en mode diesel on a une faible

rampe (12 km/h), les camions mettent beaucoup de temps

alors qu’en mode trolley, on a une vitesse élevée en rampe

(19 km/h), ce qui réduit le temps de cycle des camions avec

comme conséquence l’augmentation de la productivité de ces

derniers.

Utilisation de l’énergie électrique qui coûte moins chère

Economie sur les pneus, la piste trolley est bien construite et

bien entretenue

Les inconvénients de système trolley sont :

Les dépenses onéreuses de maintenance

L’exigence de la main d’œuvre qualifiée et spécialisée

L’objectif principal du système trolley est de permettre aux

camions qui empruntent la ligne trolley de parcourir le tronçon ainsi

équipé en exploitant aux mieux la puissance ponctuelle de leur

motorisation électrique et en roulant à la plus grande vitesse possible

pour optimiser leur productivité.

VI.3.3 Etude du cycle de l’unité de transport

a. Nombre d’unités à maintenir en circuit

Le nombre d’unités de transport à maintenir en circuit est le

nombre optimum d’unités de transport qui permet d’établir un équilibre

entre le débit de l’engin de chargement et celui de l’unité de transport.

a.1 Opérations à trajet fixe

Ces opérations sont celles qui se déroulent sur un circuit

déterminé d’avance et comportant des déclivités constantes.

Dans ce cas, nous calculons le nombre d’unités de transport

nécessaires à l’évacuation d’un certain débit horaire d’un engin de

chargement (par exemple le transport des minerais tout venant du

stockage remblais à minerais) à l’usine de traitement (laverie,

concentrateur…).

La connaissance des débits horaires effectifs d’un excavateur et de

l’unité de transport permet d’estimer le nombre d’unités à maintenir en

service par l’expression suivante :

Dch

N = (unités) ; avec : Dtr

• N : le nombre d’unités de transport

• Dch : le débit horaire effectif de l’excavateur

• Dtr : le débit horaire effectif de l’unité de transport

En effet, en admettant que l’excavateur fonctionne à débit

uniforme et que l’on connaît son coefficient d’utilisation effective (CUE),

le débit horaire effectif de l’excavateur peut être calculé par l’expression

suivante :

60*Ctr *CUE

Dch = (m3/h) ; avec : tc

• Ctr : la capacité nominale de la benne

• CUE : le coefficient d’utilisation effective de l’excavateur

• tc : la durée du cycle de chargement de l’unité de transport

en minutes

Le débit horaire effectif de l’unité de transport se calcule par

l’expression suivante :

60*CUB*Ctr

Dtr = (m3 /h) ; avec : T

• CUB : le coefficient d’utilisation effective de la benne

• T : la durée du cycle complet de la benne en minutes

En remplaçant dans la formule de N les termes Dch et Dtr par

leurs expressions, la formule pour calculer le nombre d’unités de

transport devient :

CUE * tcy

N = (Unités) ; avec :

CUB * tc

N= le nombre d’engins à maintenir en circuit,

CUE = le coefficient d’utilisation effective de la

chargeuse,

CUB = le coefficient d’utilisation effective de la benne,

tcy = le temps de cycle de la benne, tc = le temps de

chargement de la benne.

a.2 Opérations à trajet variable

Ce sont les opérations qui se situent sur un parcours dont la

longueur, les pentes et la nature de la piste sont sujettes à des

variations. Dans ce cas, il est nécessaire de trouver la distance à laquelle

le nombre donné d’unités de transport peut permettre d’obtenir un débit

voulu (par exemple le transport des minerais du front jusqu’à la trémie).

Dans toute opération de ce genre, nous devons maintenir

l’équilibre entre le débit de l’excavateur et celui des unités de transport,

c’est-à-dire qu’au fur et à mesure que le parcours s’allonge, il faudra

mettre en service le nombre nécessaire d’unités de transport pour que

l’engin de chargement puisse fonctionner avec un coefficient

d’utilisation absolu supérieur à 90 %.

De ces considérations, il s’agit de déterminer la longueur du trajet

au-delà de laquelle les unités de transport n’arrivent plus à temps au

lieu de chargement et fixer, par conséquent, le moment où nous devons

introduire une nouvelle unité de transport dans le circuit. Cette

longueur s’appelle distance critique pour le nombre d’unités de

transport donné.

Si nous tolérons l’allongement des parcours supérieur à la

distance critique, l’excavateur subit des pertes à cause de l’attente

d’unités de transport. Par contre, si nous devançons le moment auquel

la distance critique est atteinte, les engins de transport se trouveraient

en attente devant l’excavateur.

Considérons deux unités de transport dans un chantier, l’une au

chargement et l’autre en circulation, on cherche à obtenir que cette

dernière fasse exactement tout le trajet (aller et retour) et le

déchargement pendant le temps que nécessite le chargement de la

première unité. L’équilibre recherché est donné par l’expression

suivante :

tc =ta + tr + tvc + tvd (min) ; avec :

• tc : durée de chargement de l’unité de transport

• ta : durée du parcours avec charge (trajet aller)

• tr : durée du parcours à vide (trajet retour)

• tvc : temps de virage, de manœuvre et de mise en

position au chantier sans tenir compte de la durée de

chargement Posons :

• t2= ta + tr

• tv= tvc + tvd

La relation pour calculer tc devient : tc=

t2 + tv ; ce qui donne t2 = tc-tv

Ce qui signifie que la durée d’un aller-retour de l’unité de transport

ne doit pas dépasser la différence entre le temps nécessaire au

chargement et celui nécessitant les virages, les manœuvres au point de

déchargement et de chargement y compris l’opération de déversement

de l’unité de transport.

Connaissant la formule de la vitesse moyenne donnée par :

n n Vm = =

(m) ; avec Vi, la vitesse de

V1 V2 Vn i=1 Vi

l’unité de transport sur le trajet i.

n 1 1 ...

1 1

∑ + + +

On peut calculer la longueur L 2 que l’engin de transport a

parcouru pendant le temps t2 :

L 2 = Vm. t2 =Vm (tc-tv)

En introduisant une troisième unité de transport dans le circuit,

on donne à chacune des deux premières le temps de rouler pendant la

durée de chargement de la troisième unité. Par conséquent, la distance

critique L 3 devient :

L 3 = Vm (2 tc – tv)

Pour N unités de transport roulant à la vitesse moyenne vm, la

distance critique est donnée par l’expression suivante :

Ln = Vm (( n − 1)tc − tv ) .

Avec Ln= la distance critique en m,

Vm= la vitesse moyenne en m/s, N=

le nombre d’unités en circuit, tc= le

temps de chargement,

tv= le temps variable qui vaut ta+tr, la somme de temps

d’aller en charge et de retour à vide.

L’allongement du trajet aller-retour à partir duquel l’introduction

d’une unité nouvelle s’impose est calculé par :

An= L 3 – L 2 = Vm* tc

An = tc * Vm

Avec An= l’allongement du trajet, tc=

le temps de chargement,

Vm= le vitesse moyenne de la benne.

Si nous avons le trajet aller en charge La égal au trajet retour à

vide Lr, l’augmentation de la distance entre les points de chargement

pour laquelle il y a lieu d’introduire une nouvelle unité de transport est

donné par :

tc

∇ L = Vm

2

Avec ∇L = l’augmentation de distance en m,

Vm=la vitesse en moyenne en m/s, tc=

le temps de chargement en s.

Remarque : La maison Caterpillar recommande la mise en service

des unités de transport avant d’avoir atteint l’allongement à cause

surtout des prix de revient à l’heure de remise du fait de

l’amortissement de la main d’œuvre.

Le tableau ci-dessous donne les coefficients d’avance économique

à affecter lors de l’introduction de nouvelles unités de transport.

Introduction de l’unité de

transport

Avance à donner en proportion de

∆L calculée (en %)

3 45 à 55

4 40 à 50

5 35 à 45

6 30 à 40

7 25 à 35

8 20 à 30

9 15 à 25

10 10 à 20

Exemple numérique

Dans le cas de quatre unités de transports en service pour laquelle

la distance critique est de 756 m, la distance critique pour cinq unités

étant de 1056 m ; on recommande de procéder à l’introduction de la

cinquième unité avec une avance :

0.35 (1056-756)=105 m

0.45 (1056-756)=135 m

On a l’avantage de mettre en service cette unité de transport

lorsque la longueur du circuit atteint :

(1056-105)=951 m

1056-135=921 m

C'est-à-dire entre 921 m et 951 m

b. Camions-bennes utilisés comme engins de transport

Le temps mis par un camion pour effectuer un cycle complet est

donné par l’expression suivante :

60 60 L

T = tmc +ta +tc +( + ). +tmd +td (Minutes) ; avec : V1 V2 2

tmc : temps de manœuvre au chargement ta :

temps d’attente avant le chargement tc :

temps de chargement

V1 : vitesse du camion chargé, trajet aller, en km/h

V2 : vitesse du camion vide, trajet retour, en km/h L :

distance parcouru au cours d’un aller-retour en km tmd

: temps de manœuvre au point de déchargement td :

temps de déchargement

Tous les temps s’expriment en minutes.

Le nombre de camions nécessaires pour desservir un excavateur

est donné par la formule suivante :

T tmc +ta +tmd +td 30.L 1 1

N = =1+ + ( + ) (Unités) tc tc tc V1

V2

c. Rendement horaire d’un camion benne

Le rendement horaire d’une benne se calcule par la formule :

Rhb= N*Cb*Kr

Avec N=le nombre de cycles par heure,

Cb=la capacité nominale du camion,

Kr=le coefficient de remplissage du camion.

Pour déterminer le nombre de cycles par heure, nous le calculons

par la formule :

CUA

N = 60

tcy

Avec CUA=le coefficient d’utilisation absolu de la benne, tcy

=le temps de cycle en minutes.

d. Productivité horaire d’un camion-benne La

productivité horaire d’une benne se calcule par :

Pro = Rhb*Dst (m3 km.st/h).

Avec Pro=la productivité horaire de la benne en m3 km.st/h,

Rhb=le rendement horaire de la benne en m3/h, Dst=la

distance standard de la mine en km.st.

CUA

Nous savons que Rhb=N*Cb*Kr et que N = 60 , ce qui tcy

CUA

donne Rhb = 60 Cb * Kr

tcy

Le temps de cycle tcy= tf+tv ; avec tf= le temps fixe en minute et

Dst

tv=le temps variable en minutes également. tv = 2 Avec Dst : la Vm

distance standard en km.st et Vm : la vitesse moyenne en km/min.

Va + Vr Vm = 2 Avec Va : la vitesse aller (camion

chargé) Va * Vr

et Vr : la vitesse retour (camion vide), en km/min.

D’où N = 60 * CUA .

Dst tf + 2

Vm

Ainsi, la productivité horaire se calcule par :

60 * Cb * Kr * CUA Pr o =Dst

Dst tf + 2

Vm

En négligeant le terme tf, l’expression de la productivité horaire

devient :

60*Cb*Kr*CUA*Vm

Pro= (En m3 km st/h).

2

VI.4 Transport par courroie transporteuse

VI.4.1 Généralités

Le transport par courroie transporteuse dans les mines à ciel

ouvert contemporaines a pris un départ très rapide qui lui done une

place de choix surtout dans les mines à ciel ouvert où le recouvrement

superficiel est important.

Comme la courroie assure un transport continu, soit depuis

l’excavateur associé au concasseur mobile ou pas jusqu’à l’engin

d’épandage appelé remblayeuse (stacker), soit à partir d’un concasseur

semi mobile ou fixe installé à l’intérieur de la carrière jusqu’à la mise en

terril ou au stockage du minerai par une remblayeuse. Elles ont une

tendance à supplanter le transport par train ou par camionsbennes

dans les carrières profondes.

On parle actuellement d’une véritable ère de transport par courroie

transporteuse survenu avec l’apparition de l’excavateur géant (roue-

pelle, excavateur à chaîne à godet…) ainsi que l’utilisation des

concasseurs mobiles, semi mobiles et fixes dans les mines à ciel ouvert.

Lors de l’utilisation des courroies transporteuses dans les mines à

ciel ouvert, la production annuelle peut s’élever à plus de 50 000 000 de

tonnes. Pour transporter un tel tonnage, il faut avoir des bandes ayant

la largeur supérieur à 2 m et circulant à une grande vitesse

(4.5/s et plus)

VI.4.2 Construction des courroies transporteuses

Les courroies transporteuse sont constituées de deux

composantes : la carcasse et le revêtement.

1. la carcasse

a. Définition :

La carcasse est formé de tôles textiles à une ou plusieurs plis

imprégnés de caoutchouc sur les deux côtés afin d’assurer l’adhérence

et la flexibilité.

Dans le sens longitudinal, on utilise le terme chaîne ; et dans le

sens transversal, trame.

Les tôles des courroies transporteuses de même matériau en

chaîne et en trame ou en matériaux différents, chacun des matériaux

est désigné par un symbole EP où E signifie polyester en chaîne et P

polyamide en trame.

Nous donnons un matériau de carcasse le plus employé : Polyester

Polyamide EP : les toiles EP sont constituées de polyester en chaîne et

de polyamide en trame. Cette combinaison assure à la toile des

propriétés apportant des avantages suivants :

résistance élevée par rapport au poids

grande résistance aux impacts

allongement minime

grande flexibilité et bonne formation à l’auge insensibilité à

l’humidité et aux micros organismes

b. Fonctions

La carcasse a pour fonctions d’une part de transmettre et

d’absorber les efforts auxquels est soumise la bande. Il s’agit des efforts

de traction transmis par le tambour moteur ; d’autre part, la carcasse

doit absorber les impacts produits au chargement de la matière sur la

transporteur ou au passage de la bande chargée des matières sur les

rouleaux porteurs.

2. Revêtement

Il a pour fonctions de protéger la carcasse et d’assurer les

frottements nécessaires entre la bande et le tambour moteur et entre la

bande et la matière transportée. Le revêtement doit résister à la fois aux

effets de la matière transportée et aux intempéries. Cette double fonction

nécessite l’emploi des types de revêtement qui répondent aux impératifs

de résistance à l’abrasion, aux huiles et à la chaleur, ou qui possèdent

une combinaison de deux ou plus de ces propriétés.

3. Construction des bandes

Par construction des bandes, il faut entendre la combinaison de la

carcasse et du revêtement. Cette combinaison est un facteur décisif,

pour l’obtention d’une construction des bandes bien équilibrées

assurant un fonctionnement sans problème. Dans la constructions des

bandes bien équilibrées, la carcasse est capable de transmettre la

puissance nécessaire compte tenu de la nature de la matière, sa

granulométrie et sa hauteur de chute.

L’accroissement de la résistance de la carcasse est normalement

caractérisé par une augmentation de l’épaisseur et de la qualité du

revêtement afin d’assurer une durée de vie uniforme de la carcasse et

du revêtement.

VI.4.3 Installation des courroies transporteuses

1. Schéma de principe d’installation des courroies transporteuses

Après le schéma de principe d’installation de courroie

transporteuse, nous allons parler successivement du brin porteur, du

brin retour, d’alimentation de produits en vrac sur la bande

transporteuse, du nettoyage des bandes et de installations, et du

système de tension.

Le brin moteur est une partie d’une courroie de transmission

soumise à l’effort de traction.

Le brin moteur peut avoir pour soutien :

• Une batterie à rouleaux formés en auge, préférable dans les

exploitations minières

• Une batterie à rouleaux plats

• Un support de glissement

i. Batterie de rouleaux à auge : Il s’agit d’une batterie de 2 à 5

rouleaux. Elle présente les avantages suivants :

• Une grande capacité

• Un faible risque de perte de produits ou matières

• Un guidage efficace de la bande ii. Batterie à trois

rouleaux

C’est le type le plus utilisé. Si les rouleaux sont de la même

longueur, la capacité optimale est obtenue à un angle d’auge α de 45 °.

La distance entre les rouleaux est normalisée à maximum 10 mm.

iii. Batterie à deux rouleaux

En général, cette batterie ne s’utilise qu’en cas de largeur de bande

inférieur à 650 mm. Un angle d’auge supérieur à 25 ° n’est utile du fait

des efforts exercés sur la bande. L’écartement entre les rouleaux est

normalisé à maximum 10 mm.

3. Brin de retour

Le brin de retour est une partie d’une courroie de transmission

non soumise à l’effort de traction. Il est généralement soutenu par des

batteries à rouleaux plats. Dans le cas de transporteur de grande

longueur, il peut toute fois être utile d’employer des batteries à deux

rouleaux qui facilitent le guidage de la bande.

Pour tenir compte du guidage de la bande, tant les rouleaux

porteurs que les rouleaux de retour doivent être réglables dans le sens

des courses de la bande.

4. Chargement des produits en vrac

Il est recommandé de faire le chargement dans le sens de la course

et à une vitesse égale à celle de la bande. Le matériau transporté doit se

situer autour du milieu de la bande étant donné qu’un emplacement

asymétrique occasionne souvent un départ de la bande. Après quelques

mètres de transport, le dépôt de la matière s’aplatit pour adopter la

forme naturelle épousée par la matière. Pour éviter la perte de matière,

le dispositif d’alimentation doit au maximum permettre le dépôt des

matières sur 0.75*B (B étant la largeur de la bande).

des bavettes afin d’éviter la chute des matières. Celles-ci doivent être

réalisées en caoutchouc ou dans un autre matériau dont la dureté est

inférieure à celle du revêtement de la bande. Ces bavettes doivent être

disposés perpendiculairement à la bande de manière à éviter que la

matière les presse contre la bande produisant par là une usure.

En liaison avec le dispositif d’alimentation, on dispose souvent

La hauteur de chute de la matière doit être la moins élevée possible

pour diminuer les effets d’impact sur la bande. Ces effets peuvent être

réduits par un support utile de la bande, par exemple par des rouleaux

moteurs serrés garnis de caoutchouc, une natte de caoutchouc

amortisseur ou d’autres dispositifs analogues.

5. Nettoyage des bandes et des installations

L’accumulation des matières sur bande, tambours et rouleaux

produit une augmentation de l’usure du revêtement, une perte de

matières en dessous des rouleaux de retour ainsi que des difficultés de

guidage. Le nettoyage peut se faire à l’aide des racleurs, dispositif de

battage ou de brosses ou système vibratoire, lavage au jet d’eau ou bien

par une combinaison d’un ou plusieurs de ces dispositifs. Il est souvent

nécessaire de faire des essais pour arriver à la solution la plus efficace.

6. Système de tension

Celui-ci a pour fonction de donner une précontrainte à la bande

devant assurer :

• L’entraînement de la bande par le tambour moteur dans

toutes les conditions d’utilisation

• La réduction de la flexion de la bande entre les rouleaux

porteurs et les rouleaux de retour. On obtient par là une

diminution de la perte de matières et des résistances de

flexion lors du passage de la bande sur les rouleaux.

Il est donc important d’assurer une précontrainte directe pour

assurer un fonctionnement sans problème de l’installation.

D’après leur mode de fonctionnement, les systèmes de tension se

divisent en deux groupes principaux :

• Tension fixe

• Tension auto réglant

a. Système de tension fixe : la tension à vis est

souvent employée pour les courroies transporteuses de

courte longueur à charge modérée. La tension à vis n’est

pas capable d’absorber tous les chocs momentanés qui

peuvent se produire en cas des variations de charge subites

et pendant la phase d’accélération. Aussi les installations

ayant une distance entre axes supérieures à 50 m doivent

elles-mêmes être munies d’un tendeur auto réglant.

b. Système de tension auto réglant

Ce système maintient constante la précontrainte tout en assurant

que la tension admissible de la bande n’est pas dépassée.

La forme la plus couramment employée est celle d’un contre

poids. Le meilleur effet est normalement obtenu en plaçant le contre

poids à proximité du tambour moteur.

Dans le cas d’importantes installations à charge élevée où le contre

poids ne suffit pas (action trop lente), des systèmes électriques,

pneumatiques et électro hydrauliques peuvent être utilisés.

Dans les conditions normales d’utilisation, le système de tension

doit généralement permettre un resserrement de 0.8 à 1 % de la distance

entre axes. Toute fois, il pourrait se relever indispensable de procéder à

un calcul proprement dit du resserrement nécessaire.

2. Installation des courroies transporteuses dans une mine à ciel

ouvert

Suivant l’endroit où ils sont installés et leur usage, on distingue

les convoyeurs permanents et les convoyeurs déplaçables. Les premiers

sont généralement installés sur le bord inexploité de la carrière. Ils

gardent leur position initiale pendant toute la durée de l’exploitation. Ce

sont habituellement les courroies transporteuses de l’infrastructure

lourde et solide avec la largeur de la bande transporteuse permettant de

concentrer des matériaux qui viennent des fronts d’attaque.

1. L’installation de la courroie transporteuse dans une tranchée

perpendiculairement au front des gradins. Fig. a

2. L’installation de la courroie transporteuse dans une demi

tranchée d’accès en diagonale par rapport au front des gradins.

Fig. b

3. L’installation de la courroie transporteuse sur une estacade fixe.

Fig. c

4. L’installation de la courroie transporteuse dans un puits incliné.

Fig. d

Parmi les courroies transporteuses déplaçables, on distingue les

convoyeurs du front de travail et les convoyeurs collecteurs :

• Les convoyeurs du front de travail sont installés

parallèlement au talus du gradin sur la plate forme de

travail, au voisinage des excavateurs. Ils sont destinés à

transporter les roches arrachées depuis les fronts de travail

jusqu’aux convoyeurs collecteurs. Ils sont déplacés, allongés

ou raccourcis au fur et à mesure de la progression du front

d’excavation en direction prévue.

• Les convoyeurs collecteurs sont aussi installés sur les plates

formes de travail où leur position demeure immobile pour

une période longue.

La courroie transporteuse principale ou convoyeur principal est

considérée comme un convoyeur permanent. Il est destiné à concentrer

les produits de plusieurs convoyeurs collecteurs pour les transporter au

convoyeur d’élévation. Les différents convoyeurs sont réunis par des

ponts de transfert.

Lorsque l’excavation se fait au moyen d’un excavateur à godet

unique ou une chargeuse frontale, le chargement des convoyeurs du

front de travail s’effectue par l’intermédiaire d’une trémie de réception

munie d’une grille fixe associée au concasseur mobile ou pas.

VI.5 Transport combiné

VI.5.1 Généralités

La volonté d’améliorer le résultat d’exploitation en mine à ciel

ouvert a fait naître l’idée de combiner les différents moyens de transport

de manière à les utiliser rationnellement dans les carrières.

D’une façon générale, les circuits de transport dans les mines à

ciel ouvert peuvent être classés en trois étapes principales :

1. Les voies sur les niveaux d’exploitation par lesquelles les

moyens de transport sont desservis par les engins de

chargement

2. Les voies dans les tranchées inclinées par lesquelles les

produits sont transportés depuis les niveaux inférieurs

d’exploitation jusqu’à la surface du sol

3. Les voies sur la surface du sol qui assurent une liaison entre la

zone minière et les usines de traitement

Les moyens de transport de la première étape doivent assurer le

fonctionnement continu des engins de chargement dans les conditions

minières assez difficiles. Les plates formes de travail sont souvent

étroites et insuffisantes pour les manœuvres libres des engins où

l’excavation sélective s’impose ainsi que le débitage secondaire des gros

blocs et le nivelage de la bande de transport. A l’heure actuelle, les

moyens de transport ont les camions et les scrapers à roues.

Parmi les moyens de transport de seconde étape, ces derniers

doivent répondre à deux impératifs :

• Etre capables de gravir des pentes fortes

• Assurer une grande capacité de transport lors de

l’évacuation des produits sur plusieurs niveaux

d’exploitation

Le transport préférable est la courroie transporteuse.

Les moyens de transport de la troisième étape doivent transporter

de manière suffisante le minerai tout venant de la carrière pour une

distance parfois grande ou considérable. C’est le transport par chemin

de fer et par camions qu’on utilise dans la plupart des cas.

VI.5.2 Différentes constructions des points de

transfert

Il existe plusieurs constructions des points de transfert lorsqu’on

utilise le transport combiné.

Le schéma le plus simple consiste à décharger les camions

directement dans les wagons du chemin de fer d’un seul côté du pont

de transfert, soit des deux côtés de celui-ci.

Pour assurer le travail indépendamment des différents moyens

transport, on fait quelques fois les points de transfert sous forme de tas

de minerais abattus qui représentent en même temps les points de

manœuvre des camions et de leur déchargement. Dans ce cas, le

chargement des wagons de chemin de fer se réalise par des excavateurs

à godet unique.

La capacité du pont de transfert indépendant est plus grande par

rapport au schéma précédent, par contre lorsque le transport est

combiné par des camions et des convoyeurs à bande, le schéma le plus

rationnel du pont de transfert comprend une grille à barreaux inclinée

qui laisse passer directement sur le convoyeur 3 les blocs de pierre dont

la granulométrie convient aux impératifs de ce moyen de transport,

tandis que les gros blocs passent par le concasseur 2 avant d’arriver sur

le convoyeur 4.

Excavateurs

Tas de remblais à minerais

Piste de camions sur la plate-forme de déchargement

Chemin de fer

CHAP VII ENGINS DE TERRASSEMENT ET

MISE EN TERRIL

VII.1 Engins de terrassement

Il s’agit de l’ensemble des travaux destinés à modifier la forme d’un

terrain.

VII.1.1 Bulldozers ou Bouteurs

Ce sont des engins de terrassement utilisés habituellement dans

toutes les carrières. L’équipement d’attaque du bulldozer est une lame

directement montée à l’avant du tracteur sur chenilles ou sur pneus.

Les mouvements de l’équipement d’attaque sont commandés, soit par

câbles, soit par un dispositif hydraulique spécial.

1. Mode opératoire

La pénétration de la lame dans le terrain s’effectue sous l’action

du poids propre de l’équipement d’attaque. Quand le bulldozer avance,

la lame découpe un ruban de terre dont l’épaisseur varie habituellement

entre 10 et 30 cm. Au fur et à mesure du déplacement de l’engin, les

copeaux découpés s’accumulent devant la lame. Le rendement peut aller

jusqu’à 200 m3/h avec la distance favorable au transport variant de 25

à 50 m.

Les tracteurs à chenilles sont utilisés dans le cas où il est

nécessaire d’assurer un effort de pousser important.

2. Débit du bulldozer

Pour déterminer le débit du bulldozer, il faut examiner la durée de

cycle d’opération ainsi que la matière déplacée à chaque cycle.

Les différents modes d’opération les plus courants pour l’emploi

du bulldozer sont décrits ci-dessous :

a. Remblayage ou excavation en navette

On a les phases suivantes :

• Voyage aller en charge (à calculer)

• Inversion de marche, en moyenne 0.17 min

• Voyage retour (à calculer)

• Inversion retour à la marche avant, en moyenne 0.17 min

• Voyage en excavation à flancs de coteau (sur courte

distance) o On a les phases suivantes :

• Excavation et course aller : 0.17 min

• Virage et déversement : 0.18 min

• Course retour marche arrière : 0.18 min

• Inversion, retour en marche avant : 0.17 min

En général, le cycle complet varie de 0.85 à 0.9 minute.

c. Déplacement d’un talus ou remplissage d’une tranchée

effectuée généralement sur une courte distance

On a les phases suivantes :

• Excavation et course aller : 0.18 min

• Inversion de marche : 0.17 min

• Marche arrière à la nouvelle position : 0.18 min

• Inversion retour à la marche avant : 0.17 min

D’une façon générale, le cycle complet varie de 0.65 à 0.75 min. La

vitesse avant en charge est de 2.4 à 2.8 km/h environ, c’est l’allure à

laquelle les matériaux se maintiennent le mieux devant la lame. La

vitesse retour en marche arrière est de 2.50 à 3.20 km/h selon le type

de tracteur utilisé. Avec un tracteur à deux vitesses arrières, l’allure de

retour peut varier entre 6 et 9.8 km/h, la durée du cycle peut diminuer

de 15 à 20 %, avec comme conséquence, l’augmentation du rendement.

La quantité des matières successibles d’être refoulées à chaque

cycle d’opération est donnée par la formule suivante :

h 2 Vr = l. .u (m3) ; avec : 2*tgα

• Vr : volume refoulé en m3

• l : longueur de la lame en m

• h : hauteur de la lame en m

• α : angle de talus d’éboulement naturel de la matière refoulée

• u : coefficient de proportionnalité qui est une constante

On admet pour u les valeurs suivantes o u=0.80 : pour le sable,

le gravier et les roches abattues

o u=1 : pour la bonne terre de remblayage

Le débit horaire théorique des matières désagrégées que peut

refouler le bulldozer est donné par l’expression suivante :

Vr 3/h) ; avec : D'= 60. (m

t

t : la durée du cycle d’opération en min

Le débit horaire effectif de la matière en place, compte tenu du

rendement horaire et du rendement général du chantier, est donné par

l’expression suivante :

50 Vr

D = . .ρch

t f (m3/h)

60*Vr*CUA

ou D = t* f

Dans le calcul du débit, il faut également tenir compte de ce que

la masse refoulée diminue de 5 % par 30 m de course, à moins que la

lame continue à creuser partiellement sur le parcours, ce qui lui permet

de remplacer la matière perdue sur les côtés en cours de marche de

l’engin.

Lorsqu’on opère à la descente, le débit augmente selon la nature

de la matière refoulée d’environ 4 à 8 % par 1% de pente par rapport

aux valeurs obtenues en palier. A la montée au contraire, le débit

diminue d’environ 2 à 6 % par 1 % de rampe.

Le tableau suivant montre la variation du rendement du bulldozer

lors du rabattage pour une longueur inférieure à 30 m :

Conditions de rabattage Rendement relatif en %

Copeaux horizontaux 100

Copeaux inclinés descendants 10° 160

Copeaux inclinés descendants 20° 220

Copeaux inclinés montants 10° 60

3. Domaine d’emploi

Ces engins servent aux travaux suivants :

• Débroussailler et enlever les troncs d’arbre lors des travaux

de découverture

• Confectionner des caniveaux

• Confectionner et entretenir des pistes

• Nettoyer et préparer du terrain autour des pelles et bennes

pour aplanir la plate forme de travail

• Approcher les terrains ou les produits abattus après le

minage primaire

• Sortir les blocs à pétarder

• Tirer les pelles ou les bennes embourbées

VII.1.2 Niveleuses ou Graders

1. Définition

La niveleuse est un engin de terrassement utilisé pour le

nivellement des terrains. Son équipement essentiel est une lame à profil

incurvé dont la longueur détermine le modèle

2. Types de niveleuses On distingue :

• Les niveleuses auto motrices

• Les niveleuses attelés

2.1 Niveleuses auto motrices

Elles sont très manoeuvrables et permettent de régler la position

de la lame dans le plan horizontal ou même de la déporter sur le côté.

2.2 Niveleuses attelés

Elles ont les mêmes caractéristiques que les niveleuses

automotrices, mais ne possèdent pas de moteur. Elles sont remorquées

par des tracteurs à chenilles et sont très moins performantes que les

niveleuses automotrices.

En ce qui concerne la manoeuvrabilité, la commande de la

niveleuse attelée nécessite un opérateur qui se tient sur la niveleuse en

plus du conducteur du tracteur. Ce type de machine ne se construit

presque plus et est appelé à disparaître.

2.3 Classification des niveleuses automotrices

On peut classer les niveleuses automotrices de plusieurs façons.

Nous allons considérer trois cas, d’après :

• Le poids

• L’équipement propulseur

• Le système de commande de la lame

1. D’après le poids

a. Machines légères (pesant moins de 9 tonnes) : ces niveleuses

sont employés dans les travaux d’entretien et les petites réparations des

routes et pour la construction des chemins en terre.

b. Machines moyennes (pesant 10 à 15 tonnes) : elles sont

employés pour établir les plates-formes routières à faible hauteur de

remblais et à faible profondeur des déblais dans le terrain ayant une

humidité optimale. Ces machines sont également employées pour les

travaux de réparation de moyenne importance.

c. Machines très lourdes (pesant de 14 à 23 tonnes) : elles sont

souvent employées dans les travaux importants et dans les terrains

assez durs

2. D’après l’équipement de propulsion

Nous avons des machines à deux essieux (avec un seul ou les

deux essieux moteurs) et des machines à trois essieux (avec deux ou

tous les trois essieux moteurs)

Sur une niveleuse automotrice, l’essieu directeur est

habituellement avant. Par ailleurs, sur certaines niveleuses, l’essieu

avant et l’essieu arrière sont tous directeurs. Ce qui permet à ces

machines de tourner avec un rayon beaucoup plus facile et de

progresser de manière que les roues arrière ne déplacent pas les

chaussées terminées.

Pour les raisons de commodité, on emploi souvent la notation

suivante pour indiquer le nombre d’essieux moteurs et d’essieux

directeurs sur une niveleuse selon A*B*C ; avec :

• A : le nombre d’essieux à roues directrices

• B : le nombre d’essieux moteurs

• C : le nombre total d’essieux

Les machines à trois essieux dont deux sont moteurs et un

directeur se notent : 1*2*3. Ces machines ont des meilleurs systèmes de

réglage que les autres niveleuses automotrices. De plus, elles ont des

bonnes qualités de traction et peuvent avancer en ligne droite d’une

façon stable même quand elles supportent une charge latérale. Par

exemple lorsque la lame est déportée latéralement.

La très grande majorité des niveleuses automotrices dont toutes

les roues sont motrices coûtes très chères et sont très difficiles à utiliser

que les autres types. On les emploie sur les terrains assez durs et

lorsqu’on a besoin d’excellentes qualités de traction.

3. D’après le système de commande de la lame

On distingue deux systèmes de commande de lame :

• Mécanique par réducteur

• Hydraulique

2.4 Domaines d’emploi

Les niveleuses occupent une place particulière dans les travaux de

terrassement. Elles interviennent au dernier stade de la plupart des

travaux de terrassement, elles ne peuvent pas servir aux travaux lourds

d’excavation. Elles ne sont économiques qu’en plaine, sur faible pente,

en terrains alluvionnaires sans racines, ni roches, en général dans tous

les sols labourables. Elles sont alors les moins chères des tous les engins

de terrassement.

En revanche, elles ne peuvent travailler dans des sols très

humides et de la boue. Dans le sable sec, l’opération ne donne pas des

bons résultats à cause du déversement par-dessus la lame.

VII.1.3 Scrapers

1. Généralités

Les scrapers sont des engins de terrassement constitués par des

bennes surbaissées permettant s’araser le sol par raclage, de

transporter les matériaux enlevés et les répandre en un point de

décharge. De plus, un scraper qui circule sur une couche fraîchement

épandue effectue un premier compactage de cette couche.

Par leur conception, les scrapers travaillent dans des terrains

meubles en faisant des rabotages successifs horizontaux ou inclinés à

l’intérieur de la plate forme de travail. Les copeaux varient entre 10 et

15 cm dans des terrains consistants mais fissurés, ou entre 20 et 35 cm

dans des terrains mous, tendres et boueux. L’angle d’inclinaison du

chantier de la plate forme peut varier entre 6 et 8°, voire 10 et 12°.

En terrain compact, la mise en œuvre des scrapers est précédée

d’un ameublissement préalable exécuté au moyen des bulldozers munis

des rippers.

2. Cycle de travail

Pour attaquer le terrain, on lève le volet supérieur et on abaisse la

benne munie d’une lame racleuse. Pendant la progression du scraper,

la lame racleuse, en pénétrant, découpe un ruban du sol de 0.10 à 0.35

m d’épaisseur, assurant ainsi le remplissage de la benne. Après ce

remplissage, on relève la benne et on la fixe à sa position de transport

qui est maintenue jusqu’au point d’épandage ou de déversement. A cet

endroit, la benne est au niveau abaissé, le volet baissé et la paroi mobile

en avançant à l’intérieur de la benne pousse la matière. Le vidage peut

être effectué de deux façon :

• Soit par parois coulissants éjectives

• Soit par soulèvement et culbutage de la benne.

Ces deux méthodes assurent l’une et l’autre une évacuation totale

des matériaux déchargés.

Après le vidage de la benne, la paroi postérieure est ramenée à sa

position initiale, volet fermé, la benne placée dans sa position de

transport, le scraper retourne à sa position initiale, sa plate forme de

travail.

Les terrains qui conviennent au mieux aux scrapers à roues sont

les sables argileux non très humides car ces matériaux remplissent très

bien la benne. Il ne faut pas les faire travailler dans les terrains

contenant des grosses pierres.

3. Classification selon le mode de traction

Selon leur mode de traction, les scrapers à roues peuvent être

classés en deux catégories principales :

1. Scrapers remorqués : ces scrapers sont tirés par des

tracteurs sur pneus ou sur chenilles. La vitesse de transport

est comprise habituellement entre 20 et 60 km/h

2. Moto scraper : ils sont automoteurs, entièrement montés

sur pneus, c'est-à-dire avec tracteur à pneumatique. La

distance de transport lors du travail peut atteindre 2 km/h, et

la vitesse peut aller jusqu’à 60 km/h. La capacité de la benne

varie de 10 à 30 m3.

4. Calcul du débit du scraper à roues

4.1 Généralités

Le débit horaire volumétrique et théorique D’ du scraper est

déterminé par la capacité nominale C de la benne multipliée par le

nombre de cycles d’opérations de la benne par heure.

60 3/h) ; avec :

D'= C. (m T

• C : capacité nominale de la benne en m3

• T : duré d’un cycle complet du scraper en min

Le débit horaire effectif D peut être calculé par les expressions

suivantes :

50*C*ρ

D = ch T * f

(m3/h) 60*C*CUA

et D = T * f

4.2 Charge effective transportée

La charge effective que peut prendre le scraper n’est pas toujours

égale à la capacité nominale de l’engin, mais reste au contraire, dans la

majorité des cas, inférieure au chiffre indiqué par le constructeur.

Le taux de remplissage de la benne est fonction des

caractéristiques du sol (le teneur en eau, l’indice des vides, la porosité,

la densité du sol…) et de leur incidence sur la cohésion et l’angle de

frottement interne.

La charge ne varie pas seulement avec la nature du terrain

excavé, mais aussi selon le facteur de traction qui permet l’adhérence,

la puissance du tracteur, l’emploi d’un pusher (bulldozer

normalement), l’utilisation d’un scraper sur descente.

4.3 Durée du cycle d’opérations

• C : excavation avec chargement simultanés

• Xc : rebroussement au lieu d’emprunt

• La : parcours aller, scraper chargé, du lieu d’emprunt au lieu

d’épande

• Xd : rebroussement au lieu de déchargement

• D : vidage dans la zone d’épandage

• Lr : parcours retour du scraper

4.3.1 Cas des tracteurs à chenilles

Les parcours La et Lr sont des longueurs variables selon la

progression du front d’attaque et celle du remblai ou la vitesse moyenne

Vm de ce double parcours se calcule par l’expression suivante, en

considérant que La = Lr :

2 2*Va.Vr

Vm = =

1 1 Va +Vr

+ Va Vr

Connaissant la vitesse moyenne Vm, on peut calculer la partie

variable de la durée de cycle par la formule suivante :

La + Lr 2.L (Va +Vr).L

Tvr = = = Vm Vm Va.Vr

Le temps fixe se compose de :

• tc : durée d’excavation avec chargement simultanés

• td : durée du vidage dans la zone d’épandage

• txc : durée de rebroussement au lieu de raclage

• txd : durée de rebroussement au lieu de déchargement

On considère une marge de temps de 0.5 min observée pour le

changement de vitesse. Cette marge fait aussi partie du temps fixe.

D’où la formule du temps fixe est donnée par :

Tf = tc + txc + td + txd+ 0.5 (min)

En pratique, d’après plusieurs essais et études menés, la durée du

temps fixe varie de 1.5 à 2.5 min.

La durée T du cycle est égale à la somme du temps fixe et du temps

variable :

T= Tvr + Tf

(Va +Vr) (1.5à 2.5) (min)

T = .L + Va.Vr

Si La diffère de Lr, la formule devient :

(Va +Vr)(La + Lr)

T = +(1.5à 2.5) (Min.) 2*Va.Vr

4.3.2 Cas des motos scrapers

Les opérations du cycle du scraper automotrices sont à peu près

les mêmes que celle qui sont spécifiées pour le scraper remorqué. La

différence est que le temps fixe Tf a une composition différente :

• Pour le déchargement, on admet pratiquement comme valeur

moyenne l’expression suivante : td= (0.26 à 0.36)tc

• Pour le rebroussement et le ralentissement à proximité du

lieu d’emprunt et à la zone d’épandage, le moto scraper ne

peut pas maintenir sa vitesse de croisière relativement élevée

car l’état des pistes au voisinage immédiat de ces deux lieux

ne saurait le permettre. On peut admettre, pour le

rebroussement au lieu d’emprunt, l’expression suivante : Xc

= Xd. Par ailleurs, au voisinage de la zone d’épandage, on

peut admettre que Xd = 2 C. En admettant qu’aux extrémités

du trajet, les vitesses moyennes sur le parcours, Xc et Xd,

sont les mêmes et correspondent à l’allure du

Xc Xd moto scraper Vd ; nous avons : txc = et txd = .

Vd Vd

• Pour le temps fixe, quelques pertes sont inévitables,

provoquées par le changement de vitesses, les freinages et

les ralentissements aux courbes. Ces pertes de temps sont

estimées à une minute. Ainsi, l’expression du temps fixe est

donnée par :

3.C 2.C

Tf = tc +td +txc +txd +1= tc + (0.26à 0.36).tc + + +1 Vd Vd

5.C

Tf = (1.26à1.36).tc + +1 Vd

En considérant que La et Lr égalent L, la durée totale du cycle du

motoscraper est donné par l’expression suivante :

T= Tvr + Tf

(Va +Vr) 5.C

T = .L +(1.26à1.36).tc + +1 Va.Vr Vd

Si La=Lr :

(Va +Vr)(La + Lr) 5.C

T = +(1.26à1.36).tc + +1 2.Va.Vr Vd

5. Domaines d’application des scrapers à roues

Ils sont utilisés pour les divers travaux suivants :

• Enlèvement des terrains de recouvrement superficiel et

excavation du minerai dans les gisements alluvionnaires et

éluvionnaires

• Creusement des tranchées

• Construction des routes

• Réalisation des remblais

• Nivellement des terrains à bâtir

VII.2 Mise en terril et constitution des remblais

à minerai

VII.2.1 Généralités

Dès que les travaux miniers sont entrepris dans une mine à ciel

ouvert, les problèmes de constitution de terril et des remblais à minerai

s’imposent de plus en plus à cause de l’augmentation progressive du

volume de stérile et l’approfondissement des travaux d’exploitation.

La mise en terril constitue une part tellement importante de

l’activité d’une mine à ciel ouvert de sorte qu’il existe même une

classification des méthodes d’exploitation à ciel ouvert basée sur les

particularités technologiques des opérations de constitution des terrils

dans les conditions différentes.

D’une façon générale, l’aménagement des terrils doit répondre aux

impératifs suivants :

• La capacité suffisante correspondant au rendement de

l’enlèvement des stériles ou mort terrain

• Le choix de l’emplacement convenable situé en dehors des

travaux productifs ou la configuration finale de la mine à ciel

ouvert et par ailleurs non loin de cette configuration

• La sécurité du personnel et la préservation de l’équipement

VII.2.2 Distinction des terrils

Selon l’emplacement des terrils par rapport au champ

d’exploitation, on distingue des terrils intérieurs et des terrils extérieurs.

Dans le premier cas, les terrils sont constitués dans l’espace vide crée

par l’enlèvement des morts terrains et des minerais. Dans le second cas,

on les place en dehors de la configuration finale de la carrière à des

endroits spécialement réservés à cet usage.

Qu’ils soient intérieurs ou extérieurs, les terrils peuvent s’étendre

à partir de l’endroit choisi par déplacement parallèle, en éventail, en

courbe ou en anneau du front de déblais.

1. Terrils intérieurs

Ils sont généralement constitués lors de l’exploitation des

gisements en plateure ou couches horizontales de grande étendue.

Dans le cas simple, la mise en terril se réalise directement par des

excavateurs utilisés à l’enlèvement des morts terrains. S’il s’agit des

roches dont l’abattage à l’explosif est une nécessité absolue, on utilise

des excavateurs de découverture à godet unique dont l’organe de travail

doit avoir une grande longueur ainsi qu’une grande capacité du godet.

Par contre dans les terrains tendres, arraché par des excavateurs à

godets multiples, la mise en terril s’effectue au moyen des engins de

transfert (sauterelle et pont de transfert)

2. Terrils extérieurs

Ils sont habituellement utilisés dans l’exploitation des gisements

dressants et semi dressants exploités par la méthode des fosses

emboîtées. La mise en territ se fait par des engins indépendants tels que

la charrue de terril, le bulldozer, la chargeuse frontale, la remblayeuse…

Dans ce cas, la première étape des travaux consiste à constituer

un remblai primitif qui servira comme point de départ pour l’extension

postérieure du terril. Par ailleurs, on peut se forcer d’utiliser le relief de

la région : ravin, dépression, flancs de coteau…

VII.2.3 Engins de transfert

Ce sont des appareils qui font la liaison entre les excavateurs de

découvertures et le terril ou les moyens de transport (wagons, courroie

transporteuse…).

On distingue deux principaux types d’engins de transfert :

1. Sauterelle

2. Pont de transfert

1. Sauterelles

C’est des appareils formés d’un châssis supportant une flèche sur

laquelle est montée une bande transporteuse qui relève les produits vers

le terril. Cet ensemble métallique dont la longueur de la flèche de

déversement dépasse 50 à 100 m, repose sur doubles chenilles

semblables à celle de la roue-pelle. Au centre, on remarque une tourelle

surmontée de deux mâts de support autour desquels peuvent pivoter la

flèche.

D’un côté, on voit la flèche de reprise 1 et celle du contre poids 2 ;

et de l’autre côté la flèche de déversement 3. Les produits arrachés par

l’excavateur à godets multiples sont rejetés sur la flèche de reprise pour

ensuite être amenés à la flèche de déversement par bandes

transporteuse.

Actuellement, la flèche de reprise n’est plus en porte-à-faux

comme jadis, mais repose sur un chariot à chenilles spécial. Du côté de

déversement des produits, la flèche a une inclinaison variable et permet

de rejeter les produits de 35 à 40 m de hauteur. Cette grande hauteur

de chute est favorable au tassement des déblais dès leur mise en place,

ce qui ne peut être comparé à celui résultant d’un déversement ou d’un

simple bascule de camion avec l’écoulement des produits sur le talus du

terril. La granulométrie des matériaux à remblayer étant calibrée

(0…200 à 300 mm), la stabilité du talus est meilleure, par ailleurs les

tassements postérieurs au déversement sont beaucoup plus faibles, le

sol peut être remis en culture.

La sauterelle de mise en terril doit avoir une capacité identique à

celle de la roue-pelle qui l’alimente. Il existe des engins dont la capacité

atteint 240 000 m3/jour. Un tel appareil pèse 5300 tonnes et les bandes

transporteuse ont une largeur de 3.3 m et une vitesse de 4 à 4 à 5.2

m/s.

2. Ponts de transfert

Les ponts de transfert assurent la liaison entre les excavateurs à

godets multiples et le terril par le chemin le plus court en traversant la

carrière en ligne droite.

Le pont de transfert est une construction métallique munie d’un

convoyeur à bande possédant deux points d’appui constitués par deux

chariots à plusieurs essieux qui se déplacent sur voie par l’intermédiaire

des rotules. L’un des chariots est placé du côté du terril, et l’autre du

côté de l’excavateur à godets multiples.

Cet appareil orientable possède une partie en volet relevable et

coulissante (télescopique) facilitant la constitution du terril.

Pendant le travail, le pont de transfert se déplace le long des voies

suivant l’évolution des godets multiples. Le rendement de pont de

transfert peut atteindre 2000 à 3000 m3/h et plus.

VII.2.4 Différents procédés de construction des terrils

et remblais à minerai

1. Lorsque les déblais sont transportés par voies ferrées et

déchargés sur les talus du terril par basculement des wagons

a. Cas des roches dures et semi dures : on emploie comme

engins :

i. Charrue de terril

ii. Bulldozer

iii. Chargeuse frontale

b. Cas des roches tendres

i. Excavateur de terril

ii. Procédé hydromécanique

2. Lorsque la transport des produits (stérile et minerai) se fait par

camion à benne basculante : dans ce cas, la constitution des

terrils ou des remblais de minerai se réalise généralement au

moyen des bulldozers

3. Lorsque le transport des produits (stériles et minerai) se fait par

courroie transporteuse : Dans ce cas, la constitution des terrils

ou remblais à minerai se réalise au moyen d’un remblayeuse à

minerai (stacker).

CHAP VIII FRAIS D’OPERATION DES

ENGINS MECANIQUES DE CHANTIER

VIII.1 Généralités

Il n’existe pas de règle définie sur la façon de procéder sur le calcul

des différents frais, ni sur la façon de les classer, ni de les repartir. En

particulier, la répartition des frais généraux peut être faite de plusieurs

manières différentes. En revanche, les frais d’opération d’engin

mécanique peuvent être repartis en trois catégories : Frais fixes

Frais variables

Frais généraux

Pour calculer le prix de revient d’un travail effectué par un ou

plusieurs engins, on peut procéder de deux façons : Repartir les frais

d’opération sur l’unité de travail calculer le prix de revient horaire de la

machine considérée.

Ensuite, en faisant intervenir le rendement horaire (η horaire), on

obtient le prix de revient de l’unité de travail qui est défini par le rapport

des frais horaires de l’engin sur la capacité de production horaire :

Frais horaire de l'engin

Prix de revient de l'unté de travail = capacité de la production

A première vue, cette méthode apparaît plus compliquée. Or, elle

a l’avantage d’établir une valeur relativement bien connue : le coût

horaire de l’engin par unité de travail. Ce prix de revient peut, si il est

systématiquement établi pour tous les engins de même catégorie, servir

à déterminer ce qui, pour une grande fatigue, entraîne des frais de

réparation trop élevée, et par conséquent ne sont plus rentables.

En général, le prix de revient à l’heure de l’engin varie beaucoup

moins que son rendement horaire. Ce prix revient varie avec la nature

du travail, ainsi les utilisateurs du matériel doivent pouvoir estimer,

avec un degré de précision acceptable, ce qu’une machine leur coûtera

pour un travail donné dans une région bien déterminée.

Les facteurs influençant le prix de revient de l’engin est le

coefficient d’utilisation qui est le rapport suivant :

Heures effectives de travail CU =

Total d ' heures où l' engin aurait pu travailler

VIII.2 Catégories des

différents frais d’opération

VIII.2.1 Frais fixes

Ce sont les frais qui restent les mêmes que l’engin soit en service

ou pas. Ils sont indépendants du nombre d’heures d’utilisation de

l’engin. En effet, un engin au chômage se déprécie comme s’il était en

service. Le capital investi pour son achat nécessite le paiement d’intérêt,

d’assurances. Le stockage de l’engin dans un hangar entraîne également

les frais d’entretien. La préparation de l’engin et son transport au

chantier occasionnent des frais qui sont pratiquement les mêmes que

l’engin passe peu ou beaucoup d’heures au chantier.

VIII.2.2 Frais variables

Ce sont les frais qui sont inhérentes au fonctionnement de l’engin,

c'est-à-dire de la main d’œuvre pour la conduite de l’engin, des

matières consommables (combustibles, explosifs, énergie…)

VIII.2.3 Frais généraux

Ils comprennent en fait d’une part les frais généraux d’exploitation

et d’autre part les frais généraux de gestion générale. Les frais généraux

d’exploitation sont représentés par tous les autres frais que l’entreprise

doit supporter pour son exploitation, mais qui n’y concourent

qu’indirectement. Les frais de gestion générale sont ceux qui n’ont ni

directement, ni indirectement trait à l’exploitation et qui continuerait à

courir pendant un certain temps même si l’exploitation s’arrêtent.

VIII.3 Frais d’acquisition

Ils servent aussi au calcul des frais fixes et comportent en général

:

Le prix de livraison de l’usine

Les frais d’emballage qui, pour le transport maritime, peuvent

représenter 1,75 à 3 % de la valeur de l’usine

Les frais de transport de l’usine soit à quai ( valeur FAS, Free

a Long Side), soit à bord du bateau au port d’embarquement(

valeur FOB, Free On Board)

Les frais supplémentaires pour manutention des pièces

lourdes pour l’embarquement

Les frais de débarquement au port de destination

Les frais de douane au port et autres taxes

Les frais de transport du port d’arrivée au chantier

Les frais de montage, salaire des monteurs et spécialistes y

compris les frais de déplacement pour le personnel

Les frais de transport de la machine par ses propres moyens

(souvent négligeables parce que la distance est très courte)

VIII.4 Etablissement des frais d’exploitation

VIII.4.1 Amortissement

La dépréciation de l’engin d’année en année constitue l’un des

éléments des frais fixes que le propriétaire dont récupérer pour

reconstituer le capital nécessaire à l’achat d’un nouvel engin ou d’une

nouvelle machine.

D’une façon générale, l’amortissement permet à l’utilisateur de

recouvrir son investissement d’origine. Autrement dit l’amortissement

est un prélèvement sur le relèvement sur le résultat d’exploitation d’une

entreprise, destiné à compenser la dépréciation et subie par certains

éléments de son actif.

VIII.4.1.1 Période de dépréciation

Le taux d’amortissement est grandement défini pour chaque

travail suivant le type d’engin minier utilisé. Ce taux est normalement

assez élevé.

La dépréciation des engins est de deux nature :

La dépréciation physique, qui dépend notamment du taux

d’utilisation de l’engin et de son entretien.

La dépréciation économique, correspond à un vieillissement

technologique de l’engin, alors que sa capacité de production peut

être intacte.

Un entretien consciencieux et des révisions globales

systématiques, retardent la période critique de rebut. Qu’elles que soit

le soin apporté aux révisions globales, après un certain temps de travail,

les frais d’entretien et de réparation finissent par augmenter

sensiblement le prix de revient. Et lorsque le nombre d’heures de

fonctionnement est atteint, le risque d’arrêt devient inévitable. D’où on

peut conclure qu’il arrive un moment ou l’on a l’avantage de se

débarrasser de l’engin ou de la machine. Tout au plus, peut-on admettre

de conserver cette machine comme réserve, après lui avoir fait subir une

révision complète.

Il faut également reconnaître toutefois que des facteurs autres que

les conditions de marche peuvent influencer la période fixée ou choisie

pour l’amortissement :

L’utilisateur peut décider d’accélérer l’amortissement (par exemple

la rapidité avec laquelle les engins d’excavations ont évolué dans

le courant de ces dernières années, ceci comporte en soi la

nécessité d’adopter un amortissement rapide afin d’éliminer du

chantier les machines de moindre rendement)

Une machine peut être achetée pour un chantier spécifique, c’est-

à-dire, qu’elle doit en effet être amortie pour la durée de travail de

ce chantier.

Les conditions économiques peuvent aussi influencer la décision,

de même que les possibilités en devises.

Par conséquent, la connaissance des caractéristiques propre à

l’application des conditions de travail et des méthodes d’entretien ainsi

que tout facteur spécial est indispensable pour le calcul de la période à

retenir pour l’amortissement.

VIII.4.1.2. Frais horaires d’amortissement

Après avoir établi les frais d’acquisitions et caractérisé la période

dépréciation à envisager, les frais horaires d’amortissement résultent de

l’expression suivante :

Ah= ; avec :

• S ; La valeur de l’appareil ou de la machine rendu sur

chantier (la valeur nette à amortir)

• H ; les heures d’usages à envisager pour la machine ou

l’engin en question.

Ce sont les frais horaires moyens (Ah) que l’on porte en compte

lorsqu’on établit le prix de revient horaire de l’engin considéré.

Cette méthode d’amortissement consiste à imputer une même

dotation d’amortissement pour chaque exercice (année) et sur toute la

durée de prévue pour l’utilisation de l’engin. Or, en fait le rendement de

la machine est plus élevé et les frais d’entretien plus réduit dans la

première période de sa mise en usage que vers la fin. Ainsi serait-il plus

correct d’adopter des taux d’amortissements variables, soit plus élevé

au début qu’à la fin de la période d’usage envisagée.

L’établissement de l’amortissement par une méthode par une

autre est une opération purement comptable. En revanche la valeur

réelle ou vénale (qui se transmet à prise d’argent) de l’engin au bout d’un

temps données ne correspond pas à la valeur restante ; par exemple

pour un amortissement sur 10.OOO heures de travail au bout de 5.000

heures, la valeur n’est pas 50 % de la valeur primitive. La valeur

primitive à ce moment dépend :

De l’état mécanique de l’engin

De la façon dont il a été entretenu et des conditions dans

lesquelles il a fonctionné.

La valeur vénale est aussi fonction des conditions du marché.

La valeur réelle des engins mis entièrement hors services constitue

une des réserves discrètes de l’entreprise. On s’abstient d’en tenir

compte dans l’ensemble du prix de revient.

VIII.4.1.3 Valeur nette de la machine à amortir

On considère que les pneus sont des articles d’usures et qu’ils ne

sont pas sujets à amortir. Leur coût de remplacement est déduit du prix

de la machine rendu à l’entreprise pour arriver au montant net à

amortir. Le coût des pneus est incorporé au frais d’exploitation variable.

Prix de la machine rendue à destination : …………………………….. A

déduire

• le coût des remplacements des pneus : …………………………..

• la valeur de la revente ou de reprise (cas échéant : Valeur nette à

amortir) : ………………………………………………………

VIII.4.2. Intérêt, assurance et impôts sur les

investissements

Certaines entreprises incorporent ces frais au montant horaire des

frais d’exploitation (frais fixes et frais variable), d’autres les incorporent

aux frais généraux de l’affaire.

Lorsque ces postes sont alloués ou attribués aux engins, ils sont

généralement basés sur le montant moyen au cours de l’année de

l’investissement présenté par la machine. On peut alors les considérer

tous les trois en même temps.

A. Intérêt

Cet élément du prix de revient représente l’intérêt que l’argent

investi pour l’achat d’une machine aurait rapporté s’il avait été investi

dans un compte en banque en faisant un taux d’intérêts fixes.

B. Assurance

C’est une convention ou une garantie formelle dont la finalité est

de permettre l’indemnisation des dommages survenus ou bien des

machines grâce à la prise en charge de l’ensemble des risques et à leurs

compensations. Le droit à l’indemnisation résulte d’un contrat entre

l’assureur et l’assuré. Il est acquis grâce au payement d’une

rémunération que l’assuré donne à l’assureur en contre partie du risque

en charge.

C .Impôts

Il faut considérer les différentes contributions qui peuvent être

perçues sur les machines en question. Comme la valeur comptable et

effective de la machine diminue d’année en année, les frais dont nous

nous occupons ici, sont calculés sur la dépréciation comptable

moyenne. L’accroissement comptable est considéré comme un

placement d’argent destiné à remplacer la machine quand celle-ci sera

théoriquement hors usage à la fin de la période d’amortissement, d’où

le terme de l’investissement employé ici.

On calcul la moyenne des valeurs restantes des investissements

et on leur attribue des taux appropriés. Pour établir cette moyenne, il

faut tenir compte de ce que les intérêts, les primes d’assurance et les

différentes contributions sont calculés sur la valeur de la machine au

commencement de la première année, et d’une année à l’autre sur la

valeur restante jusqu’à la dernière année d’amortissement moyen.

On calcul l’investissement moyen (Im) par la formule suivante:

(n +1).I

Im = ; Avec : 2n

• n : Le nombre d’années pour l’amortissement

• I : Le capital investi pour l’achat de l’engin ou de la machine.

Quant aux taux à appliquer, il varie bien entendu selon les cas

d’une façon générale, le taux peuvent se repartir comme suit ;

• Assurance 2 %

• Impôt 3%

• Intérêts sur le capital investi 8%

Le taux annuel à prendre en considération et qui s’applique à la

valeur moyenne de l’investissement est de l’ordre de 10 à 13 ℅.

Le coût horaire approximatif pour ces trois valeurs est donné par la

formule suivante:

Im• Da •Ta

Ch =

100• H

• Ch : Le coût horaire approximatif

• Im : l’investissement moyen

• Da : La période de dépréciation en année

• Ta : Le taux des frais pour intérêt, assurance et impôts en

pourcent et par ans.

• H : Le nombre total d’heures de fonctionnement de l’engin

pendant toute la période d’amortissement comptable.

VIII.5. Calcul des frais variables

VIII.5.1. Combustible

Les frais de combustible dépendent du prix de carburant et de la

quantité consommée. Le premier de ces facteurs varie selon les pays et

la situation des chantiers. Il est influencé par les taxes, les distances, et

le mode de transport, les conditions de stockage.

Quant à la consommation, elle dépend des conditions dans

lesquelles fonctionne la machine ou l’engin considéré.

L’estimation de la consommation horaire en Kg d’essence ou d’huile

lourde du moteur des engins de chantier est donnée par la formule

suivante :

Cho = N eff •Q• Ke (Kg); Avec:

• Cho : consommation horaire du combustible des engins

• Neff : La puissance effective du moteur (CV)

• Q : La consommation spécifique en Kg/CV-h ; on admet en

moyenne les valeurs suivantes :

o Q=0.315 Kg /CV-h, pour moteurs diesels rapides o

Q=0.275Kg/CV-h

• Ke: Le facteur d’emploi qui varie entre 45 à 75% (en moyenne

60%)

Pour obtenir la consommation en litre, il faut diviser par 0.860

pour l’huile lourde.

Les frais en combustible égalent la consommation horaire

multipliée par le prix effectif du combustible.

VIII.5.2. Lubrifiant, graisse et filtre

La consommation d’huile lubrifiante et de la graisse dépend :

• de l’état mécanique du moteur

• de la qualité du lubrifiant employé

Le prix de ce dernier varie, comme celui du combustible, selon les

pays. Pour un calcul rapide, on admet parfois que les frais de graissage

sont environ de1/7ou 1/8 des frais de consommation d’une huile

lourde. On aura des données plus exactes en s’informant auprès des

fournisseurs.

La consommation horaire des lubrifiants pour les moteurs d’engins

de chantier en Kg est donnée par la formule :

C

Cho = Neff •Q • Ke• ; Avec : t

• Q : Idem, on admet ici pour les moteurs à essence et les

moteurs diesels rapides les valeurs moyennes suivantes :

o Neff < 100 CV : Q= 0.0026 kg/CV-h o N

eff > 100 CV ; Q = 0.00023 kg/ CV-h

• Ke: Le facteur d’emploi qui varie entre 45 à 75% (en moyenne

60%)

• C : Capacité du carter en kg telle qu’elle est généralement

indiquée par le constructeur. A défaut de cette donnée, on

peut utiliser les valeurs ci-dessous :

o Pour les moteurs diesels rapides : 0.19 à 0.26 litres ou

0.16 à 0.23 kg/CV o Pour les moteurs à essence : 0.14

à 0.16 litres ou 0.12 à 0.14 kg/CV

• t : le nombre d’heures entre deux pleins d’huiles. Ce temps

sera déterminé conformément aux instructions du

fournisseur.

Pour déterminer le coût horaire en filtres pour une machine

donnée, on doit d’abord déterminer l’indice de base du coût de filtre, en

tenant compte des prix locaux. Ceci se fait une fois pour toutes.

Pour toute les machines CARTEPILLAR, le coût horaire des filtres

est un multiple de l’indice de base du coût des filtres, d’où le coût horaire

des filtres vaut l’indice du coût des filtres caractérisé par le facteur ou

coefficient approprié donné dans le tableau n°1

VIII.5.3 Pneus

Le coût horaire des pneus est un élément important du coût

horaire d’exploitation des engins ou des machines qui les utilisent. On

peut déterminer ce coût horaire en employant les chiffres de la durée

des pneus obtenus en se basant sur l’expérience et les prix réellement

payés par l’utilisateur. Ces prix qui sont les coûts de remplacement des

pneus doivent toujours être obtenus des fournisseurs locaux. Pour

calculer le coût horaire des pneus, on utilise la formule suivante :

Coût de remplacement des pneus Coût horairedes pneus = Durée

probabledes pneus (en heures)

Dans certain cas, le rechapage (action de reconstituer la bande

d’une enveloppe usagée du pneu) peut réduire le coût horaire. Les

disponibilités locales en moules, le coût de rechapage et l’expérience

passée dans ce domaine sont des facteurs à prendre en considération.

Les conditions de travail font que la durée de vie réelle des pneus

dans les mines à ciel ouvert soit inférieure à celle fixée par le

constructeur. Ces conditions sont reprises par le tableau n°2. (Pour les

différents tableaux, voir les travaux pratiques).

Considérons un exemple numérique

Les bennes travaillant dans un chantier d’une mine à ciel ouvert

utilisent des pneus INDEX INFO 95- 14-L 324 dont la durée de vie

nominale est de 4800 heures. Ces dernières fonctionnent dans les

conditions suivantes :

• La maintenance est excellente

• La vitesse moyenne de roulage est de 32 km/h

• Les pistes sont graveleuses et bien entretenues

• Ces bennes ont deux essieux moteurs et se vident par l’arrière

• Le chargement recommandé type TRA/ETRTO

• Les virages sont moyens

• La pente maximum est de 10%

• Les bennes roulent d’une manière générale dans les conditions

moyennes.

On demande de calculer la durée de vie réelle des pneus.

Solution

Pour trouver cette durée, nous allons nous baser sur le tableau n°

2 donnant les coefficients applicables au calcul de la durée de vie réelle

des pneus. Dans ce cas, nous retenons les coefficients suivants :

1a, 2b, 3c, 4c, 5a, 6b, 7c et 8b

Donc, la durée de vie réelle des pneus devient :

Dv =4800 * 1a * 2b * 3c * 4c * 5a * 6b * 7c* 8b

=4800 * 1.090 * 0.981 * 0.981 * 0.872 * 1.090 * 0.981 * 0.763 * 0

.981

Tableau n°2

Condition de

travail

A B C

Tracteurs

à chaîne (sur

chenille)

0.07 0.09 0.13

Scrapers tractés 0.03 0.04 0.06

Scrapers

automoteurs 0.02 0.09 0.13

Tracteur wagon

à vidage par le fond 0.04 0.05 0.07

Camions de

chantier 0.06 0.08 0.11

Tracteur sur

pneus 0.04 0.06 0.09

Chargeurs sur

chenilles 0.07 0.09 0.13

Chargeur sur

pneus 0.04 0.06 0.09

Niveleuses

(grader) 0.03 O.O5 0.07

Compacteurs 0. O4 0. O6 O.O9

Pour établir le montant horaire à prévoir pour les opérations, il

faut choisir le coefficient approprié sur le tableau n° 3 et utiliser se

coefficient dans les formules suivantes :

Montant horaire à compter comme réserve de réparation = le coefficient

choisi sur le tableau multiplié par le prix de la machine rendue à

destination dont on a déduit le prix des pneus, le tout diviser par 1000.

VIII.5.5. Frais de la main d’œuvre

Pour le service de ce genre de machine, on dépend fortement du

travail personnel de l’opérateur ou du conducteur. Ce poste doit tenir

compte de l’échelle locale des salaires et doit comprendre toutes les

charges sociales et charge accessoires liés aux salaires.

VIII.5.6 Articles spéciaux

Pour certaines machines et dans certains cas d’application, l’on

rencontre les frais exceptionnels qui ne sont pas couvert par les réserves

normales pour réparation. Les frais spéciaux tiennent compte de l’usure

anormale des pièces telles que les pointes de rippers, les dents et les

protecteurs de dents du ripper ou les bords tranchants des lames des

niveleuses. Tout autre coût particulièrement élevé hors de la norme

pouvant être prévu doit être inclus à ce point.

Les frais occasionnés par consommation des pièces d’usure

nécessitant un nécessitant un remplacement périodique telles que les

bandes transporteuses, les câbles, flexibles, les lames de scraper…

doivent être pris en considération. Il s’agit des pièces dont la valeur

n’affecte pas la valeur numérique de la machine et qui sont construites

en vue d’un remplacement facile sans d’importants frais de main

d’œuvre. Les soins apportés lors de l’entretien de l’engin et les capacités

de l’opérateur n’ont qu’une importance secondaire sur leur usure. Tous

les engins de chantier, à l’exception du tracteur à chenilles, donnent lieu

à une consommation plus au moins forte des pièces de ce genre. D’où

la nécessité de connaître la durée moyenne, exprimée en heures, des

articles généralement considérés comme d’usure rapide.

VIII.6. Formulaire suggéré pour le calcul du

coût horaire d’exploitation

I. Frais fixes prix net à amortir

1. Amortissement = : …………………………. Durée d'utilisation (en heures)

2. Intérêt, assistance, impôts : ……………………………………………

3. Total des frais fixes : …………………………………………………….

II. Frais variables

Consommation X Prix unitaire

1. Combustible ……………………..X……………… : …………………

2. Lubrifiant

• Moteur………………………… X……………… :

…………………

• Boite de vitesses ………….... X……………… :

…………………

• Train réducteurs ….............. X……………… :

…………………

• Système hydraulique …….… X……………… :

…………………

TABLE DES MATIERES INTRODUCTION......................................................................................................................1

CHAP I EXPLOITATION ET TRAVAUX MINIERS .........................................................7

I.1 Méthodes d’exploitation .............................................................................................7

I.1.1 introduction ...........................................................................................................7

I.1.2 Méthodes d’exploitation basées sur la morphologie du gisement ........8

I.1.2 Méthodes d’exploitations basées sur des déplacements des stériles 11

I.1.4 Types de fronts de carrières et ordre de progression .............................14

I.2 Eléments fondamentaux en mine à ciel ouvert ................................................16

I.2.1 Gradins ..................................................................................................................17

I.2.2 Bords de la carrière ...........................................................................................19

I.2.3 Contour de la carrière ......................................................................................20

I.2.4 Talus de la carrière ............................................................................................20

I.3 Travaux miniers ..........................................................................................................21

I.3.1 Découverture .......................................................................................................21

I.3.2 Rapport de découverture .................................................................................21

I.3.3 tempérament........................................................................................................24

I.3.4 Distance standard..............................................................................................27

I.3.5 Séquences d’exploitation, avance et retard en découverture ..............34

I.3.6 Principales opérations technologiques ........................................................37

I.3.7 Dispache ...............................................................................................................40

I.3.7.1 Définition et rôles ...........................................................................................40

CHAP II PREPARATION DU CHAMP MINIER ..............................................................48

II.1 Généralités ..................................................................................................................48

II.1.1 Première étape ...................................................................................................48

II.1.2 deuxième étape ..................................................................................................49

II.2 Problèmes de l’exhaure en mines à ciel ouvert ...............................................50

II.2.1 Généralités ..........................................................................................................50

II.2.3 Drainage à la surface ......................................................................................52

II.2.3 Drainage souterrain .........................................................................................56

II.2.4 Drainage mixte ..................................................................................................58

II.2.5 Surveillance du sol ...........................................................................................59

CHAP III ACCES AU GISEMENT .....................................................................................59

III.1 Généralités .................................................................................................................59

III.2 Différents schémas d’accès dans une mine à ciel ouvert ..........................63

II.2.1 schémas d’accès par tranchées extérieures .............................................64

III.2.2 Schéma d’accès par tranchées intérieures .............................................67

III.2.3 Schémas d’accès par ouvrages souterrains ............................................73

III.2.4 Schéma d’accès combiné ..............................................................................75

CHAP IV FRAGMENTATION (FORAGE ET MINAGE) ................................................76

IV.1 Equipement de forage ............................................................................................76

IV.1.1 Généralités .........................................................................................................76

IV.1.2 Sondeuses à percussion ...............................................................................77

IV.1.3 Sondeuses ou perforatrices à rotation et percussion ..........................79

IV.1.4 Sondeuses rotatives ........................................................................................82

IV.2 Paramètres de fragmentation (forage et minage) ..........................................91

IV.2.1 Introduction ......................................................................................................91

IV.2.2 Plan de sélectivité ............................................................................................92

IV.2.3 Implantation du lot de forage ......................................................................95

IV.3 Minage (tir) ..............................................................................................................101

IV.3.1 Généralités .......................................................................................................101

IV.3.2 Principales méthodes d’abattage à l’explosif ........................................102

IV.3.3 Préparation du coup de mine ....................................................................110

IV.3.4 Description des trous de mine et schémas de tir ...............................118

IV.3.5 Débitage secondaire .....................................................................................126

IV.3.6 Efficacité d’un bon minage primaire .......................................................132

CHAP V. ENGINS DE CHARGEMENT .........................................................................134

V.1 Généralités ...........................................................................................................134

IV.2 Notions sur le rendement et les coefficients de disponibilité et ...........136

d’utilisation des engins de chantier .........................................................................136

IV.2.1 Notion sur le rendement des engins de chantier ................................136

V.2.2 Notion des coefficients de disponibilité et d’utilisation des engins de chantier .........................................................................................................................137

IV.3 Les pelles ..................................................................................................................141

IV.3.1 Généralités .......................................................................................................142

V.3.2 Pelles mécaniques ou à câbles ...................................................................142

V.3.3 Pelles hydrauliques ........................................................................................146

V.3.4 choix d’un type de pelle ................................................................................152

V.3.5 Débit d’une pelle dans une mine à ciel ouvert ......................................152

V.4 Draglines ...................................................................................................................155

V.4.1 Généralités ........................................................................................................155

V.4.2 Cycle de travail d’une dragline .......................................................................156

V.4.3 Types de draglines ..........................................................................................157

V.4.4 Dimensions de l’enlevure pour dragline..................................................158

V.4.5 Débit de la dragline ........................................................................................158

V.4.6 Choix d’un type de dragline ........................................................................160

V.5 Roue-pelle..................................................................................................................160

V.5.1 Généralités ........................................................................................................160

V.5.2 Cycle de travail ................................................................................................160

V.5.3 Mode de creusement ......................................................................................161

V.5.4 Débit de la roue-pelle ....................................................................................164

V.6 Excavateurs à chaîne à godets ...........................................................................166

V.6.1 Généralités ........................................................................................................166

V.6.2 Eléments essentiels de l’excavateur à chaîne à godets ......................167

V.6.3 Cycle de travail ................................................................................................168

V.6.4 Débit de l’excavateur à chaîne godets......................................................168

V.7 Chargeuse frontale .................................................................................................171

V.7.1 Généralités ............................................................................................................171

V.7.2 Mode de travail ................................................................................................172

V.7.3 Débit horaire d’une chargeuse frontale ...................................................174

CHAP VI ENGINS ET MOYENS DE TRANSPORT .....................................................176

VI.1 Généralités ...............................................................................................................176

VI.2 Transport par train (locomotive et wagons) ..................................................177

VI.2.1 Eléments de transport par train ..............................................................178

VI.2.2 Roulage .................................................................................................................181

VI.2.3 Rendement de transport par train ...........................................................182

VI.3 Transport par camions-bennes ........................................................................184

VI.3.1 Généralités .......................................................................................................185

VI.3.2 Distinction de type de camion, dans les mines à ciel ouvert, suivant le mode de propulsion ..............................................................................................186

VI.3.3 Etude du cycle de l’unité de transport ...................................................190

VI.4 Transport par courroie transporteuse ............................................................198

VI.4.1 Généralités .......................................................................................................198

VI.4.2 Construction des courroies transporteuses .........................................199

VI.4.3 Installation des courroies transporteuses ............................................201

VI.5 Transport combiné ................................................................................................210

VI.5.1 Généralités .......................................................................................................210

VI.5.2 Différentes constructions des points de transfert ..............................211

CHAP VII ENGINS DE TERRASSEMENT ET MISE EN TERRIL ..........................214

VII.1 Engins de terrassement .....................................................................................214

VII.1.1 Bulldozers ou Bouteurs .............................................................................214

VII.1.2 Niveleuses ou Graders ................................................................................219

VII.1.3 Scrapers ..........................................................................................................222

VII.2 Mise en terril et constitution des remblais à minerai ..............................228

VII.2.1 Généralités .....................................................................................................228

VII.2.2 Distinction des terrils .................................................................................229

VII.2.3 Engins de transfert ......................................................................................230

VII.2.4 Différents procédés de construction des terrils et remblais à

minerai ...........................................................................................................................233

CHAP VIII FRAIS D’OPERATION DES ENGINS MECANIQUES DE

CHANTIER ............................................................................................................................234

VIII.1 Généralités ............................................................................................................234

VIII.2 Catégories des différents frais d’opération .................................................235

VIII.2.1 Frais fixes ......................................................................................................235

VIII.2.2 Frais variables .............................................................................................235

VIII.2.3 Frais généraux .............................................................................................236

VIII.3 Frais d’acquisition ..............................................................................................236

VIII.4 Etablissement des frais d’exploitation .........................................................237

VIII.4.1 Amortissement .............................................................................................237

VIII.4.2. Intérêt, assurance et impôts sur les investissements ...................240

VIII.5. Calcul des frais variables ................................................................................242

VIII.5.1. Combustible ................................................................................................242

VIII.5.2. Lubrifiant, graisse et filtre ......................................................................243

VIII.5.3 Pneus ..............................................................................................................244

VIII.5.5. Frais de la main d’œuvre ........................................................................247

VIII.5.6 Articles spéciaux .........................................................................................247

VIII.6. Formulaire suggéré pour le calcul du coût horaire d’exploitation ....247

TABLE DES MATIERES ...................................................................................................249