Creusement_et_soutenement_des_excavation (1) (1).pdf

REPUBLIQUE ALGERIENNE DEMOCRATIQUE ET POPULAIRE
Ministère de l’Enseignement Supérieur et de la Recherche Scientifique
Université Abderrahmane Mira de Bejaia
Faculté de Technologie
Département des Mines et géologie
……………………
…………………………………………….
……………………………………………..
En vue de l’obtention du Diplôme de Licence
Option : Gestion de l’Environnement Minier
Mr
: MAADADI Billel
Mr
: TALI Oussama
PROMOTION : 2015- 2016
Creusement et soutènement des
excavations souterraines. (Cas de mine de
Boukhadra-Tébessa)

Remerciement
Nous remercions tout d'abord, ALLAH de nous avoir donné la santé pour terminer ce
travail. Nous remercions vivement notre encadreur qui nous a extrêmement aidé et encouragé
tout au long de ce travail.
Nous remercions tous les enseignants de notre département qui nous a guidé tout au long
de notre vie universitaire.
A tous nos collègues et amies qui nous ont soutenu et encouragé pour terminer ce travail et
à toute la promotion 2015-2016
Espérant à la fin que notre travail va satisfaire notre encadreur.

Dédicace
Je dédie ce modeste travail en premier lieu à mes chers parents qui
m’ont notablement encouragé à poursuivre mes études et bien sur sans
oublie mon oncle qui ma beaucoup aidé.
Je le dédie aussi mon encadreur qui nous encourager sur la long de la
route et a tous les étudiants pour finir ce travail et le département
Mines-Université de Bejaïa ; en particulier ceux que je connais, sans
oublier tous mes amis.
Oussama

Dédicace
A ceux qui m’ont tout donné sans rien attendre.
A ceux qui m’ont encouragée et soutenue dans les
moments les plus durs.
Je dédie mon Modest travaille a mes chère parents
qui ma soutenu durant ma période d’étude et
Je dédie aussi mon encadreur qui nous encourager
et tous donnée sans étendue.
Je le dédie aussi toutes la famille et a mes
amis(es)sans exception
Billel

Table des matières
Liste des figures
Liste des tableaux
Introduction générale…………………………………………………………………………1
Chapitre I : Etude générale sur la région
I .1. Historique de la mine……………………………………………………………….……2
I.2.Situation géographique…………………………………………………………………....2
I.3.Contexte géologique et minéralisation du massif de BOUKHADRA …………………...3
I.4. Stratigraphie et lithologie…………………………………………………...………….…3
I.5. Hydrogéologie du gisement ………………………………………………………….…..5
I.6.Hydrologie………………………………………………………………………….….….5
I.7.Tectonique…………………………………………………………………..………….…7
I.8.Minéralisation…………………………………………………………………...…...…..
7
Chapitre II : Etat actuel des travaux miniers
II. Ouverture du gisement…………………………………………………………………….8
II .1. Généralités sur les modes d’ouverture ………………………………………………..8
II .2. Choix du mode d’ouverture.……………………………………………………….....8
II.3. Le mode d’ouverture du gisement existant dans la mine de Boukhadra………………9
II.3.1. Les avantages d’une ouverture par galerie au jour sont……………………………..9
II.4. Caractéristiques de la galerie de la mine de Boukhadra ………………………….....10

Chapitre III : L’organisation des travaux d’exploitation
III. Organisation des travaux d’exploitation……………………………………………..…11
III.1 Calcule de la production…………………………………………………………….…11
III.2. Travaux d’abattage……………………………………………………………….….12
III.2.1. Utilisation de l’explosif………………………………………………………….….12
III.2.2. Technologie de l’explosif…………………………………………………….….…12
III.3.élaboration d’un plan de tir (méthode existante dans la mine de Boukhadra) …….....13
III.3.1. Donnée de départ pour le calcul…………………………………………….…...…13
III.3.2. Choix du type d’explosif………………………………………………………...…14
III.3.3. Profondeur des trous de la mine………………………………………………....…14
III.3.4.Calcul de la longueur d’avancement…………………………………………………14
III.3.5. Calcul du nombre des trous de mine……………………………………………….14
III.3.6. Longueur total des trous de mine………………………………………………… 16
III.3.7. Volume de roches abattues par tir………………………………………………….16
III.3.8. Charge totale d’explosif…………………………………………………………....16
III.3.9. Consommation moyenne d’explosif par un trou …………………………………..17
III.3.10.Disposition des trous de mine dans la taille ……………………………………….17
III.3.11. Plan de tir………………………………………………………………………….18
III.4.ventilation……………………………………………………………………………...19
4.1. Généralités………………………………………………………………………….….19
III.4.2. Quantité d’air d’après le nombre de personne……………………………………...19
III.4.3.Calcul d’air pour l’aérage du bloc……………………………………………….......20

III.4.4. Calcul de la dépression naturelle…………………………………………..……….21
III.5.chargement……………………………………………………………………....……21
III.5.1. Généralités…………………………………………………………………....….…21
III.5.2.Choix du type de chargeuse……………………………………………………….…21
III.5.3.Chargement au niveau de la mine de Boukhadra…………………………………...22
III.6. Transport………………………………………………………………………...…..24
III.6.1. Généralité sur le transport de la mine…………………………………….………..24
III.6.2. Equipement de transport utilise dans la mine de Boukhadra ……………………..23
III.6.5. Calcul de rendement des camions par poste de travail (rc /p) …………………….25
Chapitre IV : creusement et soutènement d’un ouvrage minier
IV. Creusementd’unouvrageminière…………………………………………………………...…26
IV.1. Généralités…………………………………………………………………….…………….26
IV.1.2. Régimedutravail……………………………………………………………….………..…26
IV.1.3. Déterminationdesvolumesdestravaux………………………………………………….......26
IV.1.4. Déterminationdunombred’hommepostepourl’exécutiondechaqueprocédée…………....…27
IV.1.5. Déterminationdutempsd’exécutiondechaqueprocédéd’uncycle…………………………..27
IV.2. Soutènement de l’ouvrage…………………………………………………………....29
IV.2.1. Choix de type de soutènement……………………………………………………...29
IV.2.2. Stabilité de l’excavation…………………………………………………………….30
IV.3. Calculedelastabilitédelagalerie1105m…………………………………………………...…32
IV.3.1. Profondeurlimitepourletoit…………………………………………………………...........32
III.6.3.

IV.3.2.Profondeurlimitentparlesparois………………………………………………….…………33
IV.3.3.Largeurlimitedel’excavation……………………………………………………………..…33
IV.4. Typesdesoutènementrecommandentselonlecritère……………………………………….…33
VI.4.1.calculs de la pression des terrains…………………………………………..…….…34
IV.4.2. Dimensiondelasectiondel’excavation(galerieniveau1105)………………………….….…35
Conclusiongénérale…………………………………………………..…………………………….38
Bibliographie

Liste des figures
Fig. I.1 : Situation géographique de la mine de BOUKHADRA…………………………….3
Fig. II.1 : Profile géologique de la galerie……………………………………………….…....9
Fig.III.1 : Schéma de disposition des trous de mine................................................................18
Fig.III.2 : Chargeuse transporteuse ATLAS COPCO ( ST1020 )…………………………...22
Fig.III.3 : Chargement du minerai………………………………………………………........22
Fig.III.4 : Camion de transport ATLAS COPCO ( MT 2000)………………………….……25
Fig.IV.1: Soutènement naturel (roche stable)………………………………………………..31
Fig.IV.2 : Soutènement artificiel (roche non stable)………………………………….……...32

Liste des tableaux
Tableau. II.1 : caractéristique de la galerie de la mine de BOUKHADRA……….…….…..10
Tableau III.1 : donnée de départ pour le calcule…………………………………...………...13
Tableau III.2 : coefficient de dureté en fonction des caractéristiques de la roche……….......15
Tableau III.3 : La disposition des trous dans la taille…………………………………...…...17
Tableau III.4 : Caractéristiques techniques du chargeuse ATLAS COPCO ………..........…22
Tableau III.5 : Caractéristiques techniques du camion ATLAS COPCO MT….………...…25
Tableau IV.1 :laduréedeviedel’excavationdesroches…...…………………………….….…….…...30
Tableau IV.2 : Caractéristique de la poutre 17…………………………………….….…..…34
Tableau IV.3 : production de la berline…………………………………………….………..35
Tableau IV.4 : capacité de la berline……………………………………………..…….........36
Tableau IV.5 : Caractéristiquedeberline………………………………………………....…….……36

Introduction générale
1
Introduction générale
L’exploitation d’une mine, qui représente la troisième étape du cycle minier, consiste
à produire des minéraux ayant une valeur économique, au profit des actionnaires, des divers
intervenants et de société en générale. Le travail d’exploitation consiste à retirer du sol de la
roche et de la terre afin d’en extraire un produit minéral dans une usine de traitement. Il existe
deux types d’exploitation : la mine souterraine et la mine à ciel ouvert.
L’exploitation des mines souterraine ce base sur différente méthodes et différente
technique qui ont toute en commun l’utilisation des galeries minières vue leur importance
dans le roulage, l’abatage, et l’aérage des mines souterraine.
Cette importance rond leurs stabilité impératives, et pour assurer cette stabilité en
utilise différents types de soutènement.
La mine de Boukhadra représente des cas d’instabilités récurent vue et aperçu sur le
terrain ces cas d’instabilité ce présente sous forme d’éboulements.et le cas de la galerie 1105
de cette mine est le plus sensible vue l’importance de cette galerie.
A fin de bien cerné cette problématique notre mémoire de fin d’étude ce compose de
quatre chapitre, dans le premier chapitre intitulé étude générale sur la région, une présentation
vous serra donné concernant leur historique, situation géographique, stratigraphie et lithologie
et hydrogéologie de gisement, la minéralisation.
Dans le deuxième chapitre intitulé l’état actuel des travaux miniers, en présente
généralité sur les modes d’ouverture, et le choix le mode d’ouverture, et le mode utilisé de
notre cas.
Dans le troisième chapitre intitulé l’organisation des travaux d’exploitation, présente
la production annuelle, et les paramètres d’abatage, chargement et transport et bien sur la
ventilation.
A la fin dans le dernier chapitre en présente le creusement et soutènement d’un
ouvrage minier et le calcul de notre cas d’étude c’est-à-dire la galerie 1105 de la mine de
Boukhadra.

Chapitre I
Étude générale sur la
région

CHAPITRE I étude générale sur la région
2
I .1. Historique de la mine:
L'exploitation de la mine de BOUKHADRA fut entamée durant l'époque Romaine pour
l'extraction du cuivre dans la zone du PIC ; par la suite l'exploitation a porté sur le zinc
et autres poly--métaux par la concession de BOUKHADRA [1].
De 1903 à 1926, la concession de MOKTA EL HADID avait entrepris des travaux de
recherches systématiques par des galeries entre les niveaux 845-1225.
De 1926 à 1966, date de nationalisation des mines, c'était la société d’OUENZA qui
exploitait le gîte de BOUKHADRA. Cette dernière avait effectuée de la recherche
systématique Par des travaux miniers et par des sondages sur le gisement de
BOUKHADRA.
Durant la période de 1967 à 1984, la SONAREM était chargée de l'exploitation et
des recherches sur les gîtes ferrifères d’OUENZA et BOUKHADRA.
Après la restructuration des entreprises (1983 - 1984), c'était FERPHOS qui gérait,
exploitait et développait ces recherches sur l'ensemble des gîtes ferrifères existants sur
le territoire national.
Depuis la date du 18/10/2001, et dans le cadre de partenariat avec l’étranger, le holding
L.N.M.N.V. a signé l'accord de partenariat avec HADID OUENZA-BOUKHADRA
filiale FERPHOS avec 70% pour ISPAT Tébessa, qui est devenue MittalSteel Tébessa et
aujourd’hui ArcelorMittal Tébessa.
I.2.Situation géographique:
Le Djebel de BOUKHADRA se situe sur l'Atlas saharien, à l'Est Algérien. L’unité de
BOUKHADRA qui se trouve à une altitude de 850 m, le point culminant du Djebel est de
1463 mètres. La ville de BOUKHADRA fait partie de la WILAYA de TEBESSA. Elle se
situe à 45Km au Nord - Est-ce celle -ci, à 200Km au sud de la ville côtière de ANNABA,
et à 18Km de la frontière Tunisienne. Elle est reliée à ANNABA par une voie ferrée qui
assure le transport du minerai de fer au complexe d’EL HADJAR. La situation
géographique de la mine est montrée sur la Fig. I.1
Le climat est continental et sec, les températures varient entre 40° C en été et 0°C en hiver,
la Pluviométrie est faible avec parfois de faibles chutes de neige [1].

3
Fig. I.1 : Situation géographique de la mine de BOUKHADRA.[1]
I.3.Contexte géologique et minéralisation du massif de BOUKHADRA :
Le massif de Boukhadra présente une structure anticlinale orientée NE-SW, recoupée par
le fossé de Tébessa-Morsottd’orientation NW-SE.
L’ossature de l’anticlinal est constituée par les terrains du Crétacé moyen (Aptien-
Vraconien) qui dessinent dans la partie NE une fermeture périclinale. Les terrains les plus
anciens reconnus à l’affleurement sont représentés par les évaporites du Trias, ils sont le
plus souvent en contact tectonique avec les formations du Crétacé [1].
I.4. Stratigraphie et lithologie :
Les principales formations géologiques qui affleurent dans le massif de
Boukhadra:
• les évaporites du Trias ;
• les séries sédimentaires du Crétacé moyen et supérieur ;
• les formations du Miocène ;
On remarque l’absence des terrains du Jurassique et du Paléogène.

4
A. Trias :
Les dépôts du trias sont développés dans les parties Ouest, Sud et Sud – Est ; ils sont
représentés par des marnes bariolées, gypses Dolomies (cargneules) et les débris de
calcaires et de grés. Ces formations sont en contact anormal ou en discordance avec les
dépôts du crétacé (Aptien) suite au phénomène de Diapirisme.
Dans la carrière de Boukhadra (gîte ouest) le trias affleure aux niveaux 890-902 et 914.
B. Crétacé :
Dans le profil du crétacé à séquence sédimentaire continue, nous retrouvons les dépôts, de
l'Aptien, de l’Albien, du Vraconien, du Cénomanien, du Turonien et du Coniacien.[1]
• L'Aptien: Les dépôts ou les sédiments aptiens de la région BOUKHADRA
occupent des vastes surfaces.
L'aptien se présente sous forme de deux faciès bien distincts:
- Faciès carbonaté (calcaire)
- Faciès terrigènes (marno-gréso-calcaireux).
• Albien : La base et le sommet de l'albien sont surtout représentés par des
marnes, la partie moyenne étant constituée dans une large mesure par des
calcaires sublitographiques.
• Vraconien : La séquence est composée de minces lits de marnes avec
intercalation d'argile marneuse noires et de calcaires marno-argileux. La
puissance maximale est de (470m).
• Cénomanien : Il s'agit d'une série de marnes gris ou verdâtres grises, avec
par endroits des intercalations de calcaires.
• Turonien : Les dépôts de cet âge s'observent dans la partie Ouest et Sud du
domaine traité. Il s'agit surtout de calcaires épais et massif pélitique
marneux dans la partie basale, avec de rares minces intercalations de
marnes. La puissance est variable, décamétrique jusqu'aux quelques
centaines de mètres.
• Coniacien : Les dépôts du Coniacien sont observés dans la partie Sud ou
Sud-ouest du domaine. Il s'agit surtout de marnes argileuses, en petits lits,
avec des intercalations d'argile marneuse ou par endroits de calcaires
marneux.

5
C. Tertiaire :
Les roches du tertiaire sont représentées par des conglomérats à éléments variés, à ciment
carbonaté et des intercalations de roches gréseuses. Ces roches affleurent uniquement dans
la partie occidentale.
D. Quaternaire :
Il s'agit principalement de limons et d'éboulis de pente, par endroit. Les alluvions et les
limons ont, en principe, une puissance ne dépasse pas les (20m), mais dans une zone de
soubassement (au Sud Ouest du pic BOUKHADRA), Ils atteignent probablement (100m).
Ce sont des marnes avec débris et blocs de calcaires, grès par endroits de minerai
hématique cimentés par des carbonates (conglomérats).
D’autres failles sans importance majeure, à petits rejets sont à signalées également aux
environs immédiats du gisement.
Par ailleurs, nous citons le phénomène de Diapirisme qui a joué un rôle prépondérant dans
la formation de la structure et les manifestations minérales de Boukhara (Genèse de la
minéralisation).
I.5. Hydrogéologie du gisement :
Les études hydrogéologiques ont montré que la zone de BOUKHADRA souffre d’un grand
manque d’eau, ne répond ni aux besoins de la population, ni à ceux des installations
minières.Selon le relief la géomorphologie, deux sources apparaissent en surface.
Dans le niveau 977m, une source à débit faible (Ain Zazia) qui aide à combler le manque
d’eau rencontré auprès de la population.
Dans le niveau amont 926m, un mince filet d’eau apparaît entre les marnes. Cette eau est
récupérée par une citerne pour l’arrosage de la piste ainsi dans les forages.[1]
I.6.Hydrologie :
Selon la géologie, on ne peut pas parler d’oueds, ou de réseau hydrographique proprement
dit, mais on remarque des talwegs sec pendant une longue période de l’année et à faible
écoulement. Leurs captages pratiquement impossibles à cause de la topographie et leurs
faibles quantités.[1]

6
I.7.Tectonique :
Le massif de BOUKHADRA se trouve dans le même anticlinal que l’OUENZA de
direction Nord-est et coupant le biais du Sud Constantinois et le Nord TUNISIEN ; dans
cette zone se trouvent des anticlinaux et synclinaux d’axe Nord-est ; Sud-ouest.
BOUKHADRA est située sur l’un des axes anticlinaux passant également par le milieu des
collines ; ces formes anticlinales synclinales sont des plis de couvertures dues aux
plissements alpins. Ils sont coupés par des fosses d’effondrement pliocène dues à une
tectonique profonde du socle s’abaissant par endroit.
Dans le cas de BOUKHADRA ; son axe anticlinal est coupé au Nord-est et Sud-ouest par
un effondrement coupant net les terrains du DJ BOUKHADRA. Cet effondrement est une
partie de l’effondrement formant la vallée de TEBESSA_MORSSOT ; le gisement est
coupé par une faille N-E de 55° à 65° de pendage aux environs des niveaux 1045 et 1000 ;
on voit nettement des surfaces de glissement.
Du coté des calcaires cette zone est formée par des débris détritiques (débris et blocs de
calcaires marnes ; argile).
Plus bas ; elle est recouverte en partie par l’éboulement et plonge dans les accumulations
triasiques. L’origine de cette faille est surement liée aux mouvements dyapiriques du trias.
I.8.Minéralisation :
L’allure générale des corps minéralisés et leurs dimensions sont très variables. Ils sont
représentés par quatre grands corps et quelques petites veines de moindre importance, qui
se joignent dans la partie occidentale, pour former un seul corps minier. Sur la base des
travaux d’exploitations de la mine, on distingue deux principaux gîtes dans le gisement du
Boukhadra [1] :
• Gîte principal :
Le gîte principal est constitué de deux grands filons : Nord et médian et deux petites veines
qui se joignent ensemble en un grand corps c’est le corps principal. Il est caractérisé par
une longueur de 250 à 300 m, une largeur de 100 m, allant vrai semblablement jusqu’au
niveau sidéritique qui se trouverait à une altitude de 820 m, soit à quelques mètres sous le
niveau le plus bas de la carrière.

7
Ce corps, stratoïde, représente la racine des autres corps minéralisés, et est situé dans la
partie Ouest du gisement et c’est celui qui a été concerné par l’exploitation à ciel ouvert.
La concordance des corps minéralisés n’est apparente qu’à une échelle hectométrique, dans
le détail les limites du minerai sont sécantes et discordant sur les strates aptiennes.
• Gîte Sud :
Le gîte Sud se présente sous la forme d’un filon. Il change de direction trois fois, et
rejoignant le gîte principal dans sa partie centrale. Ce gîte fait l’objet d’une exploitation
souterraine dans sa partie Nord-ouest et fait aussi objet d’une exploitation combinée
(souterraine à ciel ouvert) dans cette même dernière partie.
La position de ces corps (principal, Nord, médian et Sud) par rapport à l’encaissant est
particulièrement bien visible au niveau de la carrière principale.

Chapitre II
Etat actuel des travaux
miniers

CHAPITRE II Etat actuel des travaux miniers
8
II. OUVERTURE DU GISEMENT.
II .1. Généralités sur les modes d’ouverture :
On appelle ouverture, le creusement des ouvrages donnant l’accès au gisement à partir du
jour. Dans tous les cas ces ouvertures doivent assurer :
• Une entrée d’air ;
• Une sortie d’air ;
• Des voies de transport pour le produit à extraire, pour le matériel et pour le personnel.
Le découpage procède les travaux préparatoires et l’exploitation proprement dite.
La résolution de problème d’ouverture d’un gisement consiste à choisir le type, le nombre et
l’emplacement des ouvrages principaux et auxiliaires donnants l’accès au gisement à partir du
jour.
Etant donnée l’infinité des variétés et des conditions technique et économique, le choix du
mode le plus rationnel d’ouverture d’un gisement s’effectue le plus souvent par la méthode
des variantes.
Pour n’importe quel gisement, cette méthode consiste à :
• Etudier quelques modes d’ouverture applicables selon les conditions géologiques et
minières.
• Faire la comparaison économique des variantes possibles.
II .2. Choix du mode d’ouverture :
Lors de l’exploitation d’un gisement, il est rationnel de choisir le mode d’ouverture répondant
aux conditions les plus efficaces de l’exploitation.
Généralement l’ouverture souterrain d’un gisement dépend des facteurs principaux sont : les
facteurs géologiques, miniers et économiques.
• Les facteurs géologiques :
relief de terrain ;
forme et dimension du gisement ;
puissance, profondeur et pendage de gîte ;
• Les facteurs technico-miniers :
Productivité de la mine ;
durée de service de la mine souterraine ;
moyen de mécanisation et sécurité de travail ;

9
• Les facteurs économiques :
dépenses capitales de construction de la mine souterraine ;
Rendement ;
En outre, la méthode d'ouverture choisie doit assurer la sécurité de travail pour les
personnels, l’équipement minier et de transports.
II.3. Le mode d’ouverture du gisement existant dans la mine de
Boukhadra:
L’ouverture du gite au niveau (1105) s’effectuée par « galerie au jour », vu le relief de la
région est montagneux et très accidenté à certains endroits, l’accès par celui-ci est plus
favorable et plus économique.
Le niveau de roulage principal est le niveau 1105 m ; dans chaque étage est creusé un niveau
intermédiaire ou sous niveau partageant l’étage en trois ; ces niveaux sont réalisés au moins
chaque 20 m et sont destinés à la foration [1].
II.3.1. Les avantages d’une ouverture par galerie au jour sont :
• Simplicité de schémad’ouverture ;
• Absence des dépenses pour la construction des installationdes culbutages et
d’extraction ;
• Rapidité de la mise en œuvre de la mine ;
Fig II.1 : profile géologique de la galerie [2].

10
• Possibilité d’emploi du transport sur pneu.
II.4. Caractéristiques de la galerie de la mine de Boukhadra :
Tableau. II.1 : caractéristique de la galerie de la mine de BOUKHADRA [1].
Paramètres Valeurs Unités
Largeur moyenne 04 M
Hauteur moyenne 3,5 M
Longueur 225 M
Section 12 / 13 m2

Chapitre III
L’organisation des
travaux d’exploitation

CHAPITRE III L’organisation des travaux d’exploitation
11
III. ORGANISATION DES TRAVAUX D’EXPLOITATION :
III.1 Calcule de la production :
La production annuelle est déterminée en fonction des exigences du produit à extraire, elle
peut être calculée suivant deux critères principaux a savoir :
• Critères économiques:
La demande de produit (minerai) ;
Par les consommateurs ;
Qualité de minerai ;
• Critères techniques :
La méthode d’exploitation;
D’autres processus technologie influent à titre d’exemple :
La difficulté d’extraction et de transport.
Donc la production annuelle prévue de la mine est de 144000 t/an.
A.Production annuelle planifiée:
Pan = 144 000 t/an.
Elle est donnée par l’entreprise.
B.Production par mois :
P =
P
N /
; (t/mois)
N mois/an : nombre de mois par an
N mois/an = 12 mois
P =
144 000
12
= 12000 t/mois
C.Production journalière :
P =
P
Nj/an
; t/jour
Ou :
Nj/an : nombre des jours ouvrable par an
P =
144000
255
= 564,70 t/jour

12
D. Production par poste :
P" =
P
N"
; (t/poste)
Où :
Np = 2 postes de travail par jour.
P =
564,70
2
= 282,35 t/poste
III.2. TRAVAUX D’ABATTAGE :
Généralités :
Dans les conditions minières et géologiques ordinaires des mines de minerai, l’exécution des
ouvrages souterrains se fait par travaux de forage et de tir. La technologie du creusement des
excavations minières dépend des facteurs géologiques et techniques.
Notre travail que nous allons étudier est une nouvelle hypothèse technique de creusement par
travaux de forage et de tir ; afin de faire une comparaison technico-économique entre lui-
même et la méthode existant dans la mine de BOUKHADRA.
III.2.1. Utilisation de l’explosif :
Longtemps l’usage de l’explosif a été la seule alternative au creusement manuel.
Depuis l’apparition de moyens mécaniques puissants (marteau brise roche hydraulique,
fraises…) son domaine d’application s’est restreint :
• à l’abattage des roches très résistantes ;
• ou aux ouvrages courts ou de sections variables ;
• Les raisons qui ont présidé à cette évolution sont triples :
• l’usage de l’explosif reste potentiellement dangereux ;
• il génère des nuisances importantes pour le milieu de travail ;
Enfin il impose une suite d’opérations séquentielles qui limite nécessairement la productivité.
III.2.2. Technologie de l’explosif :
Un explosif est un corps composé ou un mélange qui dégage en détonant un grand volume de
gaz à haute température associé à une très forte onde de contrainte. Leur fonctionnement peut
se caractériser :

13
Tableau III.1 : donnée de départ pour le calcule
• par la vitesse de détonation qui correspond à la progression de la réaction chimique
dans l’explosif. On distingue les explosifs déflagrants à vitesse lente (quelques
centaines de m/s) et les explosifs détonants à vitesse rapide (2000 à 8000 m/s).
• par l’énergie spécifique mesurée dans des essais normalisés (essais en piscine…).
Tous les explosifs utilisés sont dits explosifs secondaires qui réagissent uniquement à une
onde de choc. Ils nécessitent donc d’être amorcés par une quantité d’explosif primaire qui
réagit lui à la chaleur.
Le dispositif d’amorçage principal est le détonateur électrique. Une tête d’amorce isolée des
courants vagabonds est mise à feu par l’échauffement d’un filament provoquée par la
décharge d’un condensateur. Ces détonateurs sont connectés en série sur une ligne électrique.
Sur le même principe on trouve, également, les détonateurs électriques retardés où une
composition pyrotechnique spéciale interposée entre le filament et l’amorce retard
la détonation de l’explosif primaire. La nature de la composition permet d’obtenir des retards
calibrés par pas de 25 ms, pour les détonateurs n°0 à XX (on parle de microretards) par pas de
0.5 s au-delà pour les détonateurs n°1 à 12.
III.3.ELABORATION D’UN PLAN DE TIR (METHODE EXISTANTE
DANS LA MINE DE BOUKHADRA) :
Le plan de tir est un document essentiel lors du creusement des excavations souterraines.
Sur lequel figurent à la fois la définition géométrique des trous de mine et la définition des
artifices (charge/ trou et échelonnement de l’amorçage). On distingue trois types :
• les trous de bouchon ;
• les trous abattage ;
• les trous de contour.
On effectue le plan de tir dans l’ordre suivant :
III.3.1. Donnée de départ pour le calcul :
PARAMETRES VALEURS
Section 12 m2
Diamètre du trou 65mm
Type d’explosif utilisé Marmanite 50 mm

14
III.3.2. Choix du type d’explosif :
il faut dire que dans les mines de minerai non dangereuses d’après le gaz et la poussière les
explosives au nitrate d’ammonium soit sous forme pulvérulente en cartouche et soit granulée
sont la plus répondus.
III.3.3. Profondeur des trous de la mine :
La profondeur des trous de mine est un facteur principal qui détermine la durée de cycle et la
vitesse d’avancement du chantier.
La profondeur des trous de mine dépend des facteurs suivant :
• Naturel : les propriétés physico-mécanique des roches ;
• Technique ; économique et d’organisation ;
• Etat de contrainte et de déformation du massif en tête du chantier.
la profondeur du trou de mine au niveau de la mine de BOUKHADRA est de : 1,20 m
III.3.4.Calcul de la longueur d’avancement :
Après avoir déterminé la profondeur des trous de mine ; on détermine l’avancement du cycle
de la taille de l’excavation selon la formule suivante :
LAV = LTR × n ; m
n : coefficient d’utilisation du trou ; n = 0,8 – 0,9
LTR : longueur du trou ; LTR = 1,20 m
LAV = 1,20 × 0,9
LAV = 1,08 m.
III.3.5. Calcul du nombre des trous de mine :
Le nombre des trous de mine est un facteur de la section de creusement de la section de
l’excavation. Le nombre de trous augmente quand la section de creusement est grande ; donc
on détermine le nombre des trous de mine par la formule suivante :
NTR =
'() . +
,,-./ . 01
2. ∆ .45
; pièces
Scr : section de creusement de l’ouvrage ; Scr = 12 m2
;
Dc : diamètre de la cartouche ; Dc = 50 mm ;
∆ : la densité de l’explosif ; ∆ = 1000 Kg / m3
;
Kr : le coefficient de remplissage du trou de mine ; Kr = 0,75 ;

15
q : consommation spécifique d’explosif : on détermine la selon la formule suivante :
q = qe .ft .v .e ; kg/m3
D’où:
qe : consommation spécifique étalon de l’explosif, on admet que pour les roches qui ont f =
7qe = 0,7 - 0,8 kg /m3.
ft : coefficient tenant compte de la structure des roches ; il est pris du tableau suivant :
Caractéristiques des roches Coefficient ( f1 )
Roches élastique ; poreuses 2,0
Roches fissurées ; Roches schistiques
disloquées.
1,4
Roches schistiques dont les plans de
stratification sont perpendiculaires à
l’axe des trous.
1,3
Roches cassantes sans fissureté 1,1
Roches dures et homogènes 0,8
D’où f1 = 1,4 pour le cas de la mine de BOUKHADRA.
V : coefficient tenant compte des surfaces libres autour de la charge à exploser et aussi de la
section de l’ouvrage ;
V =
6,/
√'8
=
6,/
√9:
V = 1,83.
e : coefficient d’aptitude au travail de l’explosif ;
e = 0,8.
D’où : q = 0,7.1,4.1,83.0,8
q = 1,42 kg / m3
Donc, on peut calculer le nombre de trou :
NTR = (12 . 1,42) / (0,785 . (0,05)2
. 1000 .0,75)
NTR = 23 trous.
Le nombre de trou de mine étant calculé ; on divise tous les trous de mine selon le rapport
suivant :
Tableau III.2: coefficient de dureté en fonction des caractéristiques de la roche

16
• Trou de bouchon : 0,6
• Trou d’abattage : 1,0
• Trou de conteur : 1,6
R = 0,6 + 1,0 + 1,6
R = 3,2
Le nombre de chaque type de trou de mine est égal :
Trou de bouchon : Nb =
;8) . ,,6
<,:
Nb = 4 trous ;
Trou d’abattage : Nab =
;8) . 9
<,:
Nab = 8 trous ;
Trou de conteur : Nc =
;8) . 9,6
<,:
Nc = 11 trous.
III.3.6. Longueur total des trous de mine :
LTOT = Ntr .Ltr
LTOT = 23 . 1,20
LTOT = 27,6 m
III.3.7. Volume de roches abattues par tir :
VR = Scr .Ltr .= . ŋ?@ ; tonnes.
Scr : la section nette de l’excavation ; m ; Scr = 12 m2
Ltr : la longueur du trou ; m ; Ltr = 1,20 m
= : la densité des roches ; = = 2,7 t/ m3
ŋ?@ : l’effet de minage ; ŋ?@ : 0,9
VR = 35 tonnes.
III.3.8. Charge totale d’explosif :
Q = 0,785 .A(
:
. ∆ . Kch .LTOT ; kg
Kch= coefficient de charge ; Kch= 0,65
Qm = 0,785 . (0,05)2
.1000 .0,65 . 27,6
Qm = 35,20 kg

17
III.3.9. Consommation moyenne d’explosif par un trou :
qm =
B
;8)
; kg
qm =
</,:,
:<
qm = 1,53 kg
• Charge des trous de bouchon :
Elle est égale à
qb= ( 1,1 à 1,2 ) . qm ; kg
on prend : qb = 1,2 . 1,53
qb= 1,89 kg
• Charge des trous d’abattage :
qab = qm = 1,53 kg
• Charge des trous de conteur :
qcont= ( 0,8 à 0,9 ) . qm ; kg
qcont = 0,9 . 1,53
qcont = 1,33 kg
III.3.10.Disposition des trous de mine dans la taille :
Lors du choix du type du trou de bouchon ; on tient compte de la résistance des différentes
roches à l’arrachement et au morcellement qui est variable et est en fonction des propriétés
mêmes de ces roches ; leur dureté ; la stratification ; la fissureté ; clivage ; etc.…
En outre, la disposition des trous de mine peut être aussi influencée par le genre d’excavation
minière et par la forme de la section qu’on veut lui donner.
Donc le genre de bouchon utilisé dans ce cas est le bouchon en parallèle.
N° des trous Nombre de
trou Ltr
Angle d’inclinaison Charges Lb Suite de la
mise à feu
P_H P_V
Trous de
bouchon : 1 à 4
4 1,20 90° 80° 1,89 0,42 I
Trous d’abattage : 5
à 12
8 1,20 90° 90° 1,53 0,42 II
Trous de conteur :
13 à 23
11 1,20 82° 82° 1,33 0,42 III
TableauIII.3. : La disposition des trous dans la taille.[1]

18
III.3.11 Plan de tir :
13 14 15 16
5 6 7
23 1 2 17
22 4 3 18
11 9
10
21 19
20
Coupe A-A
Coupe B-B
Fig.III.1 : schéma disposition des trous de mine.
1,2m
1,2m

19
III.4.VENTILATION :
III.4.1. Généralités :
Le calcul de l’air nécessaire pour l’aérage d’un chantier de la mine est exécute selon :
• La quantité de dégagement des gaz réels ;
• La quantité du gag nocif dégagé lors des travaux de tir ;
• Le nombre de personne qui travaillent dans le chantier
• La quantité des gaz nocifs dégagée par les moteurs utilise dans la mine.
Dans la mine de BOUKHADRA, la quantité de dégagement des gaz réels est négligeable
compare à celle des mines de charbon.
III.4.2. Quantité d’air d’après le nombre de personne :
Elle est déterminée connaissant le nombre de personne dans le chantier et la norme d’air
consommée par chaque mineur :
Qp = z .6 . n ; m3
/min .
Où : z : coefficient tenant compte des fuites des réserves ; z = 1,45 à 2.
n : nombre de personne dans le chantier ; n = 15 personnes
6 :m3
/min – norme d’air nécessaire pour une personne ;
D’où : Qp = 180 m3
/min .
Pendant l’exploitation du gisement, on utilise le forage des trous profonds pour ce cas le
régime d’aérage est normal ou intensif. Le régime d’aérage normal est utilise pendant
l’exécution des travaux habituels dans le bloc (extraction et débitage secondaire).
la quantité d’air pour ce régime est égale à :
Qair = 40,3 .
C
8
. √DE . FG ;(m3
/s)
‘Où : t : durée d’aérage ; t = 60 min ;
m : nombre de galerie en activité ; m = 3 .
Wv : volume d’une galerie du bloc ;Wv = 1526,4 m3
;
Ae : consommation d’explosif :
Ae = A1+A2 ; kg
Où :A1 : consommation d’explosif réelle :
A1 = 1 à 3 kg ; on prend A1 = 3 kg ;

20
A2 : quantité d’explosif correspondant au dégagement du minerai :
A2 =
,,H . I . 8
J . KL
; kg
Où : P : poids de minerai à abattre ou charge pendant 24 heurs, P = 580 t ;
γ : pois volumique du minerai ; 2,7 t/m3
;
Ts : temps de soutirage de minerai ; Ts = 28,68 h
t = 6 min ;
d’où: A2 = 40,44 kg ;
donc : Ae = 43,44 kg ;
D’où :Qair = 518,86 m3
/min
Qair = 8,64 m3
/s
Le régime d’aérage intensif est utilisé pour aérer le bloc ou la chambre après avoir fait
l’abattage du minerai, la quantité d’air utilisée est calculée comme suit :
Qair=
M,,/
8
. √DE . NG ; m3
/s
Où : t = temps d’aérage t = 300 min ;
Ae : consommation d’explosif pour les trous en éventail ;
Ae = i . A ; kg
Où : i : coefficient qui tient compte de dégagement réel des gaz dans les galeries pour la
méthode d’exploitation par sous-niveau abattu ; i = 1
A : consommation d’explosif réel ; A = 1507 ,28 kg
d’oùAe = 1507,28 kg
Vv : volume des galeries avec l’air viscié ;
Vv = Vg + Vch ; m3
Où : Vg : volume de la galerie ; Vg = 1526,4 m3
Vch : volume de toute la chambre ; Vch = 105000 m3
D’où: Vv = 106526,4 m3
Ainsi : Qair = 1710,64 m3
/min ;
Donc : Qair = 28,5 m3
/s.
III.4.3.Calcul d’air pour l’aérage du bloc :
Qt= ∑ P. K ; m3
/ min
∑ P= Qp + Qn ;
Où :Qp : quantité d’air pour l’aérage du personnel ;
Qn : quantité d’air pour l’aérage normal ;
∑ P= 180 + 518,86 = 698,86 m3
/min

21
Qt = 698,86 . 1,4
Qt = 978,40 m3
/min
Qt = 16,30 m3
/s
III.4.4. Calcul de la dépression naturelle :
hm = 0,0047. ( t’m – t’’m ) . H ; mm d’H2O
Où : t’m : Température moyenne de l’air à l’entrée ;
t’m = 25°C
t’’m = Température moyenne de l’air à la sortie ; t’’m = 16°C
H : profondeur de la mine ; on prend H = 200 m ;
hm= 8,46 mm d’H2
III.5.CHARGEMENT :
III.5.1. Généralités :
Le fonctionnement de la mine est conçue et organisée auteur des engins choisis pour le
chargement des matériaux .de leur choix dépend pratiquement celui des autres matériels et
leur mise en œuvre.
Il faut noter la tendance actuelle des exploitations souterraines accroitre considérablement les
capacités du matériel les engins d’excavation et de chargement employés dans les
l’exploitation sont principalement les chargeuses transporteuses, les chargements, les
scrapers…etc.
III.5.2.Choix du type de chargeuse :
Le choix de type de chargement des roches abattues dépend avec des facteurs suivants :
• la nature et les propriétés des matériaux.
• la production annuelle de la mine.
• La methode d’exploitation.
• la méthode d’ouverture du gisement.
• les mesures de sécurité pendant le travail.

22
Fig.III.2 : Chargeuse transporteuse ATLAS COPCO ( ST1020 )[1]
III.5.3.Chargement au niveau de la mine de Boukhadra :
Le chargement des roches abattues constitue l’un des principaux procédés technologiques.
Actuellement ; le type de chargement, existant au niveau de la mine de BOUKHADRA, est
une chargeuse transporteuse de type ATLAS COPCO ( ST1020 ) dont les caractéristiques
techniques sont présentées dans le tableau suivant :
Caractéristiques Valeurs Unités
Atlas copco( ST1020 ) / /
Puissance du moteur 250 Cv
Capacité du godet 5,0 m3
Longueur 9745 mm
Hauteur 2355 mm
Hauteur max 5060 mm
Largeur 2260 mm
Garde au sol 30 mm
Poids total 26300 Kg
Tableau III.4 : Caractéristiques techniques du chargeuse ATLAS COPCO
Fig.III.3: Chargement du minerai [1]

CHAPITRE III L’organisation de travaux d’exploitation
23
III.6. Transport :
III.6.1. Généralité sur le transport de la mine :
L'objet de transport est le déplacement de la charge « soit minéraux utiles, soit
roches stériles» à partir du front de travail jusqu'à lieu de déchargement (stocke, usine
de traitement) pour les substances utiles, et les terrils pour les roches stériles.
Le transport est l’un des procédés les plus importants dans la mine, il représente des
dépenses qui peuvent atteindre 20 à 30 % du prix de revient total d’exploitation à la
tonne.
Le transport consiste à déplacer la masse minière du font de taille vers le point de
déchargement (concasseur, stock, usine de traitement).
Le choix rationnel d’un équipement de transport dépend des facteurs suivants :
• Nature des roches à transporter ;
• Topographies du gisement;
• Production annelle planifiée par la mine ;
• Mode d’ouverture du gisement ;
• Méthode d’exploitation du gisement ;
• Organisation de travail de la mine ;
Il existe plusieurs type de transport tel que :
• Transport par camion
• Transport par convoyeur
• Transport par voie ferrée
Le transport par camion est très simple du point de vue organisation, De nos jours,
on applique largement le transport par camion pour les avantages qu’il présente
comparativement aux autres moyens de transport.
III.6.2. Equipement de transport utilise dans la mine de Boukhadra :
Au niveau de la mine de fer de BOUKHADRA, l’équipement de transport utilisé est
le camion de type ATLAS COPCO ( MT 2000) ;( deux camions ) dont les
caractéristiques techniques sont présentées dans le tableau III.5

24
N° Caractéristiques techniques Valeur Unité
1 ATLAS COPCO ( MT 2000) * *
2 Puissance de volant moteur : Nette
(SAE)
300
CV
3
Capacité de la benne 10 m3
4 Charge utile nominal 20 T
5 Longueur 9146 Mm
7 Largeur 2311 Mm
8 Hauteur hors tout 2268 Mm
9 Hauteur de chargement 4506 M
A. Avantage du transport par camion :
• Grande capacité de la benne, Vb = 10÷20 t
• Rayon de braquage réduit, R = 4 ÷ 12 m,
• Souplesse et manœuvrabilité élevées,
B. Inconvénient du transport par camion :
• Faible rendement du moteur diesel ( = 0,2÷0,26),
• Cout d’amortissement élevé,
• Entretint assez compliqué.
Fig.III.4 : Camion de transport ATLAS COPCO ( MT 2000)
Tableau III.5 : Caractéristiques techniques du camion ATLAS COPCO MT

25
III.6.5. Calcul de rendement des camions par poste de travail (rc /p) :
Pour le camion ATLAS COPCO MT 2000 :
Rc/p = ncy.G. ; (m3
/p)
où:
ncy : nombre de cycle du camion.
ncy =
.
où :
Tp : durée d'un poste.
Tp = 7h = 420 min.
Tc : durée d'un cycle du camion.
Lors du stage pratique le temps d'un cycle moyen est de 25 min.
Ku : coefficient d'utilisation ; ku = 0.7 – 0.9 .
On prend : ku = 0.8
ncy = 420*0,8 / 25 = 13.44 ≈ 14 cycles / poste
G : capacité de la benne ; m3
; G = 10 m3
Donc Rc/p = 140 (m3
/p)
III.6.3.

Chapitre IV
Creusement et
soutènement d’un
ouvrage minier

Chapitre IV Creusement et soutènement d’un ouvrage minier
26
IV. CREUSEMENT D’UN OUVRAGE MINIERE:
IV.1. Généralités:
Lorsducreusementd’unouvragesouterrainpardes travaux deforageetdetir,lesdifférentesopérationsde
travail dans le chantier prennent un caractère cyclique ( c.-à-d.) se répètent dans un certain ordre assurant
l’avancement du front a une certaine distance caractérisés par un longueur d’avancement , l’ensemble de ces
travaux de creusement exécuté dans un certain ordre et dans une intervalle de temps pour avancer
l’excavationàunecertainedistanceestappelécycle
Lecycleestcaractérisépardeuxparamètresprincipaux
• Laduréd’uncycle «Tc»quiestletempsnécessairepourexécutertouslestravaux
• Avancementdechantierparcycle«longueurd’avancement»
a)-établissementderégimedetravail
b)-déterminationdelacompositionetlevolumedestravauxparlecycle
c)-calculedesparamètresprincipauxducycle
d)-déterminationdunombresd’ouvriers
e)-déterminationdesindicestechnico-économiquesprincipaux
IV.1.2. Régimedutravail:
• Nombredejoursouvrablesparmois nj=22à25onoptepournj=25jours
• Nombredetravail;np=1,2,3 np=2
• duréed’unposte:Tp=7heurs
• Tempsd’uncycleTc
Tc=TpsiLav =Ip Tp:Tc=7heurs
IV.1.3. Déterminationdesvolumesdestravaux:
1. Volumedestravauxdeforage:Wf=Ntr . Lr=23*1.20= 27,6m
2. Volumedu travauxdechargement:Wch=Scr.Lav =12*1,08=12,96m3
3. Volumedestravauxdesoutènement: Ws=Lav /L ; L=0,8
Ws=1,08/0,8=1,35pièces
4. Volumedestravauxdepostedesrails:Wp=Lav .nv
nv:nombredesvoiesdansl’excavationnv=2
W=1,08*2=2,16

27
5. Volumedestravauxd’aménagement delarigole: W=Lav=1,08m
IV.1.4. Déterminationdunombre d’homme postepourl’exécutiondechaque
procédée:
1. Nombre d’hommepourleforage:
Gf= =
,
= 1,84 h-p
2. Nombre d’hommepostépourlechargement :
Gch= =
,
,
=2,88 h-p
3. Nombre d’hommepostépourlesoutènement :
Gs= =
,
,
=1,22 h-p
4. Nombred’hommepostépourlesrails:
Gp= =
,
,
=0,15 h-p
5. Nombre d’hommepostépourl’aménagementdelarigole:
Gr= =
,
,
=0,26 h-p
IV.1.5. Déterminationdutempsd’exécutiondechaqueprocédéd’uncycle:
1. Tnr=Tv+T(ins+pvr)+Tch (min)
Tnr:tempsdeprocédésnonrégularisés(min)
Tv:tempsdeventilationaprèsletirTv=30min.
T(ins+pur):tempsd’inspectionetduperchageaprèsletir
T(ins+pur)=10à12minonprend 12min
Tch:tempsdechargementdestrous,(min)
Tch=
.
tch:tempsdechargementd’untrou
tch=2à5minenprend tch=2
Ntr:Nombredestrousdemine:Ntr= 23

28
Nch:Nombred’ouvrierschargeantdestrous
nch=2à4 onprend,nch=4
Tch=
.
=
∗
=11,5 min
Alors : Tnr = 30 + 12 + 11,5 = 53,5 min
2. A. Le coefficient en compte de la réduction du temps d’exécution des
travaux réguliers :
α=

Tc : temps d’un cycle, dans notre cas Tc= 2p
Puisque : Tc = 14 h
avec Tp =7h (durée de poste )
α=

=
.
=
,
= 0,93
α= 0,93
2. B. Durée du forage :
tf =
. .α
.!"
∑G = 1,84+2,88+1,22+0,15+0,26 = 6,35
Nouv
∑
#
Nouv : Nombre d’ouvriers
ncy : Nombre de cycle, ncy = 2
Nouv =
,
= 3,18 ≈ 3 ouvriers
Kd=
∑
$%& . #
=
,
∗
= 1,06
Tf =
. .α
. '"
=
, ∗ ∗ ,
∗ ,
= 2,26 h
2. C. Durée de chargement:
tch =
. .α
.'"
=
, ∗ ∗ ,
∗ ,
= 3,53 h
2.D. Durée de soutènement:
Ts =
. .α
. '"
=
, ∗ ∗ ,
∗ ,
= 1,49 h

29
2. E. Durée d’aménagement de la rigole:
Tr =
. .α
. '"
=
, ∗ ∗ ,
∗ ,
= 0,31 h
Pour calculer le temps de cycle on utilise la formule suivante :
Tc=
∑ .
$%&
+ Tnr
∑t.n =(2,26+3,53+1,49+0,28+0,31)*5= 39,35 ; 0.28 = temps d’inspection
Tc =
,
+ 0,28 = 13,39h ≈ 14 h
3. La norme complexe du creusement de l’excavation :
Tc =
()&
∑
=
,
,
= 0,161 m/ h .p
4. Le rendement de travail :
Rtr =
()&
$%& . #
=
,
∗
= 0,18 m /h.p.
Remarque :
Théoriquement le nombre d’ouvrier est de l’ordre de 5 pour l’exécution de chaque procédé,
Contrairement à la pratique
Donc nous somme dans l’obligation de calculer le nombre des ouvriers nécessaire et exact
pour chaque procédé.
IV.2. SOUTENEMENT DE L’OUVRAGE :
IV.2.1. Choix de type de soutènement:
Le choix de type de soutènement dépend essentiellement de la stabilité du massif, des
roches encaissantes, de l’ouvrage minier
• La stabilité des roches dépend de plusieurs facteurs tel que :
• La dureté, l’état des contraintes le taux d’affaiblissement des roches dans le
massif, la force et dimension de l’ouvrage minier ainsi que la profondeur de
creusement de ce dernier [4].

30
IV.2.2. Stabilité de l’excavation :
Stabilité de l’excavation est évaluée de moyen de la formule structurale de stabilité :
m.δ →kc.γ.H
m: coefficient tenant compte de la perte de résistance des roches en fonction du tempe et de l’humidité
decesderniers,lavaleurdecoefficientestdansletableauci-dessous.
b:paramètredelarésistance(limitedelarésistancealacompressionoualatraction)
Kc :coefficientdelaconcentrationdescontraintesdépendantdelaformedel’excavation.
γ:Poidsvolumiquedesroches.
H:profondeurdel’excavation.
On note que dans le toit de l’excavation ,les roches ,le plus souvent sont soumis aux contraintes de traction
et dans le parois aux contraintede compression, et aussi les contrainte horizontal dans les parois del’ouvrage
minier sont calculés,on tient compte du coefficient de poussée λ, on obtient les formules structurales pour le
toitetlesparoisdel’ouvrage.
Pourletoit:m.σt→K1
c.γ.H
K1
c:coefficientdelaconcentrationdescontraintedansletoitdel’excavation,etvariede2à3,5
K2
c:coefficientdevariationdescontraintedanslesparoisdel’excavation,etvariede0,2à1,00
Dans ces deux formules les parties gauches représentent l’état des contraintes et la patrie droite
représentent lespropriétésdesroches
Ondistinguethéoriquementquatrecasgénérauxdestabilitédel’excavation.
I. Premiercasdestabilité:
Lescontraintes auteurdel’excavation sont inferieura larésistancedesroches:
m.δt >k1
c.γ.H
m.δc >k2
c.γ.H
L’étatdel’excavationeststable.
Duréedeviedel’excavation
«ANS»
m
Rochessèches Rocheshumides
5 1,00 0.95
5 ÷ 10. 0.90 0.80
>10 0.80 0.70
TableauIV.1:laduréedeviedel’excavationdesroches[4]

31
II. Deuxièmecasdestabilité:
Lescontraintesdansletoitdel’exécutionsontsupérieuresàlarésistancedesrochesdutoit.
m. δt <k1
c.γ.H
Et lescontraintesdanslesparoisdel’excavationsontinferieuràlarésistancedes roches.
m. δc >k2
c.λ.γ.H
Dans le toit se formes la voute naturelle des roches ayant perdues la liaison avec le massif, dans les parois
lesrochessontstables
III. TroisièmecasdeStabilité:
m. δt <k1c.γ.H
m. δc <k2
c.λ.γ.H
Dans le toit, la formation de la voute naturelle plus importante que dans le second cas de stabilité, et ou
parois,ondistinguelesprismesderuptures.
IV. quatrièmecasdeStabilité:
Dans ce cas, les résistances des roches dans n’importe quels points du contour de l’excavation et inferieur
auxcontraintesexercéessurl’ouvrageminier
Autourde l’excavation se forme lazone de déformation non élastique, le rayon de cettezone peut atteindre
12m auniveaudesoldel’excavation,il ya ungonflementdesroches.
Le choix du soutènement adéquat à l’excavation dépend de cas de stabilité propre à notre ouvrage
souterrain.
Ladéterminationducasdestabilitésefaitapartirdechaquecritèredelastabilité.
Elle est caractérisée par une section ayant une forme en voute évalue à 12m2
. Dans des
endroits de cette galerie est soutenue par des cintres métalliques à cause de risque
d’éboulement (terrain instable), tandis que les autres endroits est soutenus naturellement
(terrain stable).
Fig.IV.1: soutènement naturel (roche stable).[1]

32
Les avantages d’une ouverture par galerie au jour sont :
•Simplicité de schéma d’ouverture ;
•Absence des dépenses pour la construction des installations des culbutages
et d’extraction ;
•Rapidité de la mise en œuvre de la mine ;
•Possibilité d’emploi du transport sur pneu.
IV.3. Calculedelastabilitédelagalerie1105m:
La profondeur du l’excavation est: H=110 m, en tient compte du sommet de montagne, pour
déterminer le cas de stabilité on doit calculer les limites des résistances à la traction et à la compression
d’aprèslaformulesuivante:
σc=100.f σt=10.f
Avec ladureté devaleurmoyenneconformément alaminedeBOUKHADRA:f=7
σc=700 kgf/cm2
σt=70kgf/cm2
IV.3.1. Profondeurlimitepourletoit:
Cetteprofondeurestcalculéed’aprèslaformule:
Ht
=
σ .*+
γ.,
-./
K1
f:coefficienttenantcomptedelafissuretédesroches: K1
f =0,1
σt :limitederésistancealatraction: σt=70kgf/cm2
γ:Poidsvolumiquedesrochesstériles γ=2.7t.f/m3
m:coefficientdepertederésistancequitientcomptedel’humidité.
D’âpreslesdonnées,rochessèchesetpouruneduréesupérieurea10ans,onlavaleurdem; m=0,9
n:facteurdesécurité:n=1,15
Fig.IV.2 : Soutènement artificiel (roche non stable).[1]

33
HL
t
=
*+
γ
∗
σ .,
0
=
, ∗ ∗ ,
, ∗ ,
=20,29m
IV.3.2.Profondeurlimitentparlesparois:
Ellereprésentelaprofondeurdépassantlaquelle,lesrochesdesparoiscommencentàasecasse;cette
profondeurestcalculéed’après:
H1
p
=
σ .*1 .,
γ. . ,
; (m)
K2
f :coefficient quitientcomptedelafissuretédesroches.
K2
f =0,3à0,5;onprend:K2
f =0,3
σc :limitederésistancealacompression: σt=700kgf/cm2
H1
p
=
σ .*1 .,
γ. . ,
=
, ∗ ∗ ,
, ∗ , ∗ ,
=184,45m
IV.3.3.Largeurlimitedel’excavation:
Elle représentela largeur en dépassant lesol del’excavation, commençant ase gonfler; cettelargeurest
calculéed’âpreslaformule:
BL=
*2∗σ3∗4
γ∗5
=
. ∗ ∗ .
. ∗
=25,88m
ke:coefficientquitientcomptedelaformedutyped’excavation;ke=1,22
Encomparentlesdonnéesaveclesrésultatsdecalcul
H=110m>H1
t
=20,29m
H=110m<H1
P
=184,45m
B=4,34 m<B1=25,88m
Etsuivantcesrésultat,onpeutconclurequ’onaboutiraaudeuxième casdestabilité d’aprèsledeuxième
casdestabilité,onauralestypesdesoutènementsuivants:
IV.4. Typesdesoutènement recommandent selonlecritère:
Calcule des critères :
γ ∗5
σ3∗4
γ=2,7tf/m3
; m=0,9 ; H=110m ; σc=700kgf/cm2
γ ∗5
σ3∗4
=
, ∗
∗ ,
=0,047;
γ ∗5
σ3∗4
=0,047 >0,1
Donclestypesdesoutènementrecommandesselon
γ ∗5
σ3∗4
sont:
• Soutènementpourlesrochesstablesconformément auxdonnéesdelaminedeBOUKHADRA.

34
Remarque:
Pourlestronçonsde10à20menvirondanslamine,cetypedesoutènement n’estpassouhaitable.
Alors, on divise la formule du critère
γ∗5
σ3∗4
par le coefficient de diminution de la valeur du coefficient de
cohésiontenantcomptedelafissuretédumassifrocheux Kf =0,01→0,03onprend Kf=0,01
Alorsonaura
γ ∗5
σ3∗4∗*
=
, ∗
∗ , ∗ ,
=4,71>0,45
Donclesoutènementest:
• soutènementmétalliqueélastique.
VI.4.1.calculs de la pression des terrains
P= b1
.γ γ: Poids volumique des roches stériles
γ = 2,7 t.f/m3
P= 0,404*2,7=1,0908 t.f/m2
P= 1, 0908 t.f/m2
Caractéristique des poutres d’acier
Poutre N° 17 :
TYPE : profil spécial du type C.B.P
HAUTEUR : 94 mm
Section transversale : 21,73cm3
Masse théorique d’un mètre : 17,1 kg
Tableau IV.2 Caractéristique de la poutre 17.[4]
Poutre axe x-x axe y-y
Moment
D’inertie
Moment
d’inertie
Moment de
Résistance
17 24,34 50,3 382,3 57,9

35
IV.4.2. Dimensiondelasectiondel’excavation(galerieniveau1105):
La forme de l’excavation doit rependre aux exigences cites aux dessous ainsi que la section qui est
conditionnéepardesfacteurstelque:
• encombrementduberline,machinesetlocotracteurs
• espaceslibresentresleslignes
en outre les parois sont déterminés par des règles technique d’exploitation et constitués afin d’obier a des
conditionsdesécuritéetlacirculationdespersonnelset desenginsd’extraction.
A. Largeurdel’excavationauxniveauxdelalisièresupérieure du matérielroulant:
• Commel’excavationestconsidérée sanssoutènement,donclalargeurnette estaussiunelargeurà
terrenueetestégaleàBt+Bn=b+n.e+(n-1).b1+i
n:Nombredevoies;n=2;
e:longueurdumatérielroulant.;
b1 :Distancedesécuritéentredesmatériauxroulants; b1 :(20à70)cmdanscecasonprend b=50cm;
i:Largeurdupassagepourlepersonnel;i=n1 +(1,8-h-hp)ctgδ;
n1 :Largeurdupassagedelahauteurde1,8m=>n1=0,7m;
h:Hauteurmaximaledumatérielapartirdelatêtedesrails,h=1,5m;
δ:Angled’inclinaisondumontant=72°;
Donc: i=0,7+(1,8-1,5-0,16)ctg72=0,74;
d’oùlalargeurnettedel’excavationestégale:
Bt=Bn=b+n.e+(n-1).b1+i
Bt=Bn=0,5+2.1,4+0,5+0,74=4,54m
Bt =Bn =4,54m
• Lematérielroulantchoisiparrapportàlaproductivitédelamineestlesuivant:
Productivitédela mine106
T
PoidsdelalocomotiveenT Capacitédelaberline
0,3 à0,5 Jusqu'à7T 1à2
Tableau IV.3 : production de la berline [4]

36
Caractéristiquedeberline:
LalocomotiveexistantesurchantierestcellehydrostatiquetypeDh1-15dontlescaractéristiquesont:
B. Hauteurdelavoute:
Sif >3=>hv=Bn/3d’aprèsPROTODIAKONOV
hv=4,54/3=1,51m
C. Auteur de l’excavationàpartirdelatêtedesrails ausommetdu revêtement:
hr=hv+hp
hp=hauteurdupieddroitapartirdetetedesrailsjusqu'àlanaissancedelavoute
hp =1,5m
hv =hauteurdelavoute=1,51m
D. Hauteurdel’excavation apartirde ballast jusqu'a l’appui delavoute:
h’p =hp+h0
h0=hauteuràpartirdeballastjusqu'àlatètederails.
h0=0,6m.
⇒h’p=1,5+0,16=1,66m
E. Hauteur(67
,,
)apartiredusol jusqu'al’appuilavoute:
h’’p =h’p +hb
hb:hauteurduballast=19cm=0,19m
h’’p =1,66+0,19=1,85m
type deberline Capacitém3
Ecartementmm dimensiondesberlines,mm
V.G1,2 1,2 600à750 Long Large Haut
1850 1000 1000
Poids Long Large Haut VitMax Puis Moteur
5T 1200mm 1000 457à762 12km/h 40CV Diesel
Tableau IV.5 : Caractéristiquedeberline[4]
Tableau IV.4 : capacité de la berline [4]

37
lacourburedelavoutedel’excavationdanslecasouf >3estconstituede3arcs:
unarcaxialetdeuxarcslatéraux.
F. Rayondel’arcaxial:
IlestexpriméparlaformuleR=0,692.Bn [m]
R=3,1417[m]
G=rayondesarcslatéraux.
Ilssontexpriméseux aussiparlaformules:r=0,262.Bn[m]
r =1,1895≅1,19
• L’angleentredeuxpositionsextérieursdesrayonsdel’arclatéraleestβ =56°19’
• L’angleentredeuxpositionsextérieuresdesrayonsd’arcaxialest2.α=67°22’
• Lescentresdesarcslatérauxsontplacésauniveaude l’emplacementdelavouteavecl’angleentre
lesdeuxpositionsetdurayondel’arclatéralβ = 6°19
G. Sectionnettedel’excavation:
Sn =Bn (h’+0,26.Bn)[m]=Stn
Sn =12,89m2
H. Périmètre del’excavation:
Pex =2.h’p+2,33.Bn [m]
Pex=13,89[m]

Procédés et opération
1 er
poste 2em
poste
1 2 3 4 5 6 7 1 2 3 4 5 6 7
Forage des trous
Chargement des trous
Tir et ventilation
Inspection de la taille
Chargement des roches
Aménagement des rigoles
CYCLOGRAMME DE LA CONDUITE DES TRAVAUX DE CONSTRUCTION DE L’EXCAVATION MINIERE.

Conclusion générale
38
Conclusion générale
L’objectif de notre travail est de faire une étude sur les types de creusements et les types
de soutènements des excavations souterraines.
Dans le cas de la mine de Boukhadra à Tébessa au niveau de la galerie 1105 et on a étudiée
leur technique de creusement (travaux d’abattage à l’aide de l’explosif) et leur type de
soutènement (par cintre métallique), et bien sur les calculs de ces derniers et l’influence de
choix des engins sur le rendement de travail.
Pour cette raison on a fait une étude approfondie qui basé sur le calcul de la méthode la plus
adéquate de creusement , de soutènement , de roulage , et de ventilation pour éviter le
maximum des risques d’effondrement , d’affaissement et pour avoir assurant la sécurité de
travail et de la stabilité du massif ainsi que la limitation des déformation de ce dernier.

Bibliographie
[1]. Documents de la mine de BOUKHADRA.
[2]. CHAPITRE MEMOIRE DE GADRI ELARBI « etude de la déformation et de la
rupture des massifs fissurés par la méthode des elements finis (cas de la mine souterraine
de Boukhadra (2012) ».
[3]. BABYOUK Gu ; CHAIB R. Creusement des excavations minière (1988).
[4].Pr. HAFSAOUI « Argumentation des paramètres d’abattage dans les conditions de la
mine de Boukhadra (1995) ».
[5] BEN JEMIA ; CHAIB R. Mémoire de fin d’étude « choix du mode d’abattage lors de
l’exploitation par sous niveaux abattus dans la mine de BOUKHADRA « (1990).

Résumé :
Le but de notre travail est de reconnaitre le creusement et le soutènement et les calculs
de ces dernies c’est pour cela on a pris la mine de BOUKHADRA le niveau 1105 comme
un exemple réelle sur l’instabilité des excavations souterraines.
On fait des études sur l’abattage et les facteurs qui influent sur le choix de mode
d’abattage.
Et bien sûr pour faire stabiliser la galerie il faut qu’on choisit le mode le plus adéquat
de soutènement pour assurer la sécurité des travailleurs surtout.
Mots clés :
Galerie, excavation, abattage, creusement, soutènement, la voute, rail, forage.
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