Cours d'exploitation des mines à ciel ouvert

UNIVERSITE DE LUBUMBASHI
FACULTE POLYTECHNIQUE
DEPARTEMENT DES MINES
COURS D’EXPLOITATION DES
MINES À CIEL OUVERT
PAR : KAMULETE MUDIANGA N.

UNIVERSITE DE LUBUMBASHI
FACULTE POLYTECHNIQUE
DEPARTEMENT DES MINES
COURS D’EXPLOITATION DES
MINES À CIEL OUVERT
PAR : KAMULETE MUDIANGA N.
Ingénieur civil des mines
Docteur en sciences appliquées
Professeur à l’Université de Lubumbashi

Cours d’exploitation des mines à ciel ouvert Page 1 sur 254
Par Pr. Dr. Ir. Kamulete MUDIANGA Nsensu Pierre
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
oeuvre est de plus en plus sophistiqué d’où la qualification
de la main d’oeuvre 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’oeuvre chère, exploiter des petits
gisements riches.
Dans les pays à main d’oeuvre 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.

CHAP 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 oeuvre 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
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 camions-bennes
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 oeuvre 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

Figure 3. Front unilatéral
2. Front bilatéral
Figure 4. Front bilatéral
3. Front central
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
= (m/an)
f .
L Hg
V
ef

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 ci-dessous
:

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 manoeuvres 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.
Figure 7. Schéma d'un bloc d'exploitation
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 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 ''
2 2 g =g
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
a m
Rd =
Figure 9
I.3.2.2 Mine à ciel ouvert à Rd variable
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.
Figure 10
L’expression du Rd par unité de l’étendue du gisement se définit
par

Qs + Qs + Qs
Rd = 1 2 3 (m3/t.s)
Qm
Avec 1 Qs : 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
Ce qui donne
Ps Pe
Pd
Rdl
= -
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
derniers : Pt=Pv et Pe+Rd.Pd ; ce qui donne
Pv Pe
Pd
Rdl
= -
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.
CETI MAX
Cubage total ( minerai-stérile)
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 m km st - = 3 . '
tonne métal
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
Sachant que
Te
= + ; avec Vmin le volume du minerai extrait et
min
T
V Vst
min
Vst le volume de stérile enlevé en m3 ; et Tmin le tonnage du minerai
extrait en ts.
Or
Vst
Rd = ;
T min
Ainsi l’expression du tempérament devient :
Rd
Vst
1
min
min
Te = + = + = +
T d
T
d T
Vst
T
V
T
min
min. min min
min min
1
Te = +
On retient donc que 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 manoeuvre sur chantier
· Tatt : temps d’attente à la pelle
· Tc : temps de chargement du camion

· Tmc : temps de manoeuvre 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
sur l’incliné à la vitesse Vi est donné par :
Di
ti = . La
Vi
Di
Dst.i = ti.Vh = .
distance standard sur l’incliné vaut : Vh
Vi
L’accroissement unitaire par rapport à la dénivellation
Δv en prenant en considération la pente p exprimé en %
e e
= = 1 ' Vh
I
-
est donné par : ( 1)
Vi
p p
I
Figure 13. Profil du trajet sur incliné
= +e '
Dst Di Dv i I

2. Sur le remblai : sur le remblai, le temps pour parcourir
la distance Dr à la vitesse Vr est donné par :
Dr
tr = . La
Vr
Dr
Dst.r = .
distance standard pour le remblai vaut : Vh
Vr
Vh
Dr
L’accroissement absolu D = - = ( -1)
Vr
Vh Dr Dr
Vr
R
= D = Vh
L’accroissement unitaire : -1
Vr
R
Dr
r e
.
D’où Dst r Dr Dr r . = ¨+e
3. Hors carrière
Le temps th pour parcourir la distance Dh hors carrière à
la vitesse Vh est donné par :
Dh
th = . La distance standard
Vh
Dh
Dst.h = =
hors carrière vaut : Vh Dh
Vh
La distance standard vaut :
Dst Df D Dr K f f I r = +e +e ' +e +
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
Tmrg = . (s/h),
l’expression suivante : n
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 :
' = Dcy
(s/cycle benne)
Tmrg
T mrg
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 :
T'mvt = n
(s/cycle benne)
Tvt
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 :
' = Dcy
s/cycle benne
Tmvt
T mvt
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 :
m km st
Dst i i
Cp
n
i
i
3 .
Σ =1 =
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.

CETI MAX
Cubage total ( minerai-stérile)
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
Abattage Foration et minage
Locomotive
et wagons Camions convoyeur
Stackers,
sauterelle
Charrues Bulldozers
Concasseur
· Excavateur à godet unique
· Chargeuse frontale
Chargement
Transport
Mise en terril
constitution des
remblais en minerai

2. dans les roches tendres
Abattage et
chargement
Transport
Locos
wagons
Excavateur à
godets multiples
· Sauterelles
· Convoyeurs
· Ponts de
transfert
Sauterelles
Charrues Bulldozers Stackers ou
Mise en terril

constitution
des remblais
à minerais
I.3.7 Dispache
Excavateur à
godet unique
Camions
I.3.7.1 Définition et rôles
rembalyeur
Monitors
Pompage
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 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’oeuvre 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
Puits
d’électricité
Décanteur Gisement
Puisard
Galerie au jour
Galerie 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
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 sus-jacentes
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.
Figure 19. Tranchées perpendiculaires au talus
Figure 20. Tranchées en diagonale
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 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'est-à-
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'est-à-
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'est-à-
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.

B’
(0,0)
-h1
A’ A
B
-(h1+h2+h3+h4)
-(h1+h2+h3)
-(h1+h2)
Suivant AA’
(0,0)
-h1
-h2
-h3
-h4
Suivant BB’
(0,0)
-h1
-h2
-h3
-h4
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.
B’
(0,0)
-(h1+h2)
A’ A
B
-h1
Suivant AA’
(0,0)
Suivant BB’’
(0,0)
-h1
-h1
-h2
-h2
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 manoeuvres 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 manoeuvre 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 manoeuvre 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’est-à-
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 oeuvre 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
suivante :
tp ta
tp
D
-
= 100. (%) ; avec
· 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
= 100. (%)
tp tb
D
-
Le coefficient de récupération est défini par l’expression
suivante :
.
Ta ta
= 100 . ; Avec :
Tp tp
r
.
· 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 :
[m]
H V
a
P g = +
cosa
; Avec :
· 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 coefficient 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 :
Charges Catégories de terrains 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)
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

£ - 0 . 2 b
2
a
(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-à-dire
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 oeuvre 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 noeud 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 noeud 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 noeuds
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 ci-dessous,
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.
Avec
· 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
· 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.
Un matelas est formé de déblais d’un minage précédent sur
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 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.

Détonateur
Mise à feu
Bloc à fragmenter
Charge creuse
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 manoeuvrée par un opérateur qui laisse tomber d’une hauteur
variant de 6 à 14 m sur le bloc à briser.

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
manoeuvres 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 au-dessus
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 coefficients 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 Catégories d’heures (à utiliser facultativement).
obligatoirement pour le calcul des
1erniveau :termi-nologie
coefficients).
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.
Heures de maintenance.
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.
Heures de
chômage.
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.
Période de référence.
Heures possibles.
Heures d’activité.
Heures de mise à disposition.
Heures de marche. 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.
CMD = 100
(%).
HMD
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.
CUE = 100
(%).
HUE
HMD
4. Coefficient d’utilisation absolu, CUA
C’est le produit des coefficients de mise à disposition et
d’utilisation effective.
HUE
HUE
CUA = (%).
CUA = CMD *CUE = = ; 100
HP
HUE
HMD
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

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 manoeuvre
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:
Hd
Rd Rc
H
g
Moteur
Stick
Flèche
Godet
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
l Rc
= = +
min max
2
2
Rc Rc
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
manoeuvres 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 manoeuvre 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
' = (m3/h) ; avec :
t f
D
*
· 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 :
50
D D .r ch
= '. (m3/h) ; avec
60
· D’ : le débit horaire théorique en m3/h
·
50
60
: le rendement horaire de l’excavateur
· ch r : 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
50
60
ch r . 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
'
V
0
n =
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 :
= - r
K CMD
Cg
Cg
f
t
n td
D
K
f
t
n td
D
. . .
3000 *
. . .
3000 *
ch
= -
(m3/h)
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 manoeuvré 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 :
( ) 1 2 A = Rc Sin w + Sinw ; 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
' = (m3/h)
D . .
K
Cg
f
t
Le débit horaire effectif D en place est calculé par l’expression
suivante :
50
ch D D r
= ' (m3/h)
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 - .
Cg
(m3/h)
K CMD
f
t
n td
D . .

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
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.
Hg

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
Rc
Rc
α
Hg
h

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 :
Cg N Kr
f
D
60* . .
' = (m3 / h) ; avec :
· N : le nombre de godets déversés par minute qui se calcule
par
Vr
e
N
60.
= où Vr est la vitesse de rotation de la roue en
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 :
= .
r
50
'.
=
D D ch
60
'.
ou D D CUA
(m3/h)

V.6 Excavateurs à chaîne à godets
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 :
Cg N Rvol
f
D
60* * *
' = (m3/h) ; avec :
· 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
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 manoeuvre, 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
(manoeuvre), 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-à-dire
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.

A
Lors de l’utilisation des chargeuses frontales, la grandeur des
produits abattus doit répondre à l’inégalité suivante :
a £ 0.5+0.803 Cg (m) ; avec :
· a : la grandeur maximale des blocs à charger en m
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
(m3/h) ; avec :
tcy f
D
.
· 3000 : qui représente le nombre de secondes par heure
compte tenu du rendement horaire fixe de 50/60.
· 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
1 1
( Z
(s) ; avec :
tcy = d + ) +
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 manoeuvres, 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 :
T
t t t n
Np
+ +
=
1 2
max
60
(Paires de trains) ; avec :
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
n t t
Np
+
max
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 . q
(tonnes) ; avec :
N
K
M
t
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
o
d
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 semi-remorques)
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’oeuvre 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
= 60* Ctr * CUE
(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
Dch
en minutes
Le débit horaire effectif de l’unité de transport se calcule par
= 60* CUB * Ctr
(m3 /h) ; avec :
T
· CUB : le coefficient d’utilisation effective de la benne
· T : la durée du cycle complet de la benne en minutes
Dtr
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
(Unités) ; avec :
CUB tc
N
*
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 manoeuvre 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 manoeuvres 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 :
i
n
n
Σ=
=
n i V
n
+ + +
V V V
Vm
1 1
...
1 1
1 2 1
=
(m) ; avec Vi, la vitesse de
l’unité de transport sur le trajet i.
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
2
Ñ L = Vm
Avec ÑL = 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’oeuvre.
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
ΔL 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 :
T = tmc + ta + tc + + + +
tmd td
L
V V
2
).
60 60
(
1 2
(Minutes) ; avec :
tmc : temps de manoeuvre 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 manoeuvre 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 :
+ + + 30.
L
1 1
N = = 1
+ + (
+ )
(Unités)
1 2 tc V V
tmc ta tmd td
tc
T
tc
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
tcy
N = 60
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 :
Pr o = 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.

Nous savons que Rhb=N*Cb*Kr et que
CUA
N = 60 , ce qui
tcy
CUA
Rhb = 60 *
donne Cb Kr
tcy
Le temps de cycle tcy= tf+tv ; avec tf= le temps fixe en minute et
Dst
tv = 2 Avec Dst : la
tv=le temps variable en minutes également. Vm
distance standard en km.st et Vm : la vitesse moyenne en km/min.
= Va + Vr
Avec Va : la vitesse aller (camion chargé)
Va Vr
Vm
*
2
et Vr : la vitesse retour (camion vide), en km/min.
D’où
= .
Dst
Vm
tf
CUA
N
2
60 *
+
Ainsi, la productivité horaire se calcule par :
Dst
60 * * *
Cb Kr CUA
Dst
Vm
tf
o
2
Pr
+
=
En négligeant le terme tf, l’expression de la productivité horaire
devient :
60* * * *
2
Pr
Cb Kr CUA Vm
o = (En m3 km st/h).
VI.4 Transport par courroie transporteuse

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 camions-bennes
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.
a. Schéma de principe
b. Brin moteur
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.
α = 10 à 15 °

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).
En liaison avec le dispositif d’alimentation, on dispose souvent
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.

Bavette
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.
Magasin de minerai
Convoyeur principal
Convoyeur collecteur
Trémie de
reception
Chemin de fer
Pont de transfert
Chargeuse frontale
Excavateurs
Convoyeur de front
Convoyeur d’élévation
· 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
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 manoeuvres 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.
A
Wagons de chemin
de fer
A’
Mur permettant de fixer la
position du camion lors du
déchargement
Coupe A-A’
Camion-benne
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
manoeuvre 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.
Chemin de fer
Excavateurs
Tas de remblais à
minerais
Piste de camions sur la
plate-forme de
déchargement
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.

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 :
u
h
Vr l .
tg
2*
.
2
a
= (m3) ; avec :
· Vr : volume refoulé en m3
· l : longueur de la lame en m
· h : hauteur de la lame en m
· a : 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
D' = 60. (m3/h) ; avec :
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

= r
D ch
60* *
Vr CUA
t f
ou D
Vr
f
t
*
. .
50
=
(m3/h)
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 oeuvre 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.
T
D C
60
' = . (m3/h) ; avec :
· 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* *
D ch
60* *
C CUA
T f
et D
C
T f
*
*
=
=
r
(m3/h)
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* .
VaVr
Va Vr
2
1 1
Va Vr
Vm
+
=
+
Connaissant la vitesse moyenne Vm, on peut calculer la partie
variable de la durée de cycle par la formule suivante :
= + = 2. = ( + ).
Va Vr L
VaVr
L
Vm
La Lr
Vm
Tvr
.
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
( ). (1.5 2.5)
Va + Vr
T = + (min)
.
L à
VaVr
Si La diffère de Lr, la formule devient :
( Va + Vr )( La + Lr
)
T = + (1.5 2.5)
(Min.)
2* .
à
VaVr
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
moto scraper Vd ; nous avons :
Xd
txc = = .
Vd
et txd
Xc
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 :
C
C
= + + + + = + + + +
1
5.
(1.26 1.36).
1
3. 2.
1 (0.26 0.36).
C
= + +
Vd
Tf à tc
Vd
Vd
Tf tc td txc txd tc à tc
En considérant que La et Lr égalent L, la durée totale du cycle du
motoscraper est donné par l’expression suivante :
T= Tvr + Tf
1
= ( Va + Vr
) + 5.
. (1.26 1.36 ).
+ +
.
C
Vd
L à tc
VaVr
T
Si La=Lr :
1
= ( Va + Vr )( La + Lr
) + + 5.
(1.26 1.36).
+
2. .
C
Vd
à tc
VaVr
T
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
capacité de la production
ix de revient de l unté de travail
'
Pr ' =
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
Total d heures où l engin aurait pu travailler
CU
' '
=
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’oeuvre 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
; Avec :
2
n
· 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
Im
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:
= · ·
Da Ta
H
Im
Ch 100
·
· h C : 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 :
C N Q Ke ho eff = · · (Kg); Avec:
· ho C : consommation horaire du combustible des engins
· eff N : 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
C = N · Q · Ke · ho eff ; Avec :
t
· Q : Idem, on admet ici pour les moteurs à essence et les
moteurs diesels rapides les valeurs moyennes suivantes :
o eff N 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
Durée probable des pneus (en heures)
Coût horaire des pneus =
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’oeuvre
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’oeuvre. 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
1.
prix net à amortir
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 ........................... 13
I.2 Eléments fondamentaux en mine à ciel ouvert.............................................. 16
I.2.1 Gradins................................................................................................................ 16
I.2.2 Bords de la carrière ......................................................................................... 19
I.2.3 Contour de la carrière..................................................................................... 19
I.2.4 Talus de la carrière.......................................................................................... 19
I.3 Travaux miniers........................................................................................................ 20
I.3.1 Découverture ..................................................................................................... 20
I.3.2 Rapport de découverture ............................................................................... 21
I.3.3 tempérament...................................................................................................... 23
I.3.4 Distance standard............................................................................................ 26
I.3.5 Séquences d’exploitation, avance et retard en découverture ............ 33
I.3.6 Principales opérations technologiques...................................................... 36
I.3.7 Dispache.............................................................................................................. 39
I.3.7.1 Définition et rôles ......................................................................................... 39
CHAP II PREPARATION DU CHAMP MINIER......................................................... 48
II.1 Généralités................................................................................................................ 48
II.1.1 Première étape ................................................................................................. 48
II.1.2 deuxième étape................................................................................................ 48
II.2 Problèmes de l’exhaure en mines à ciel ouvert............................................. 49
II.2.1 Généralités ........................................................................................................ 49
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 ......................................................................................... 58
CHAP III ACCES AU GISEMENT ............................................................................. 59
III.1 Généralités............................................................................................................... 59
III.2 Différents schémas d’accès dans une mine à ciel ouvert ........................ 62
II.2.1 schémas d’accès par tranchées extérieures........................................... 63
III.2.2 Schéma d’accès par tranchées intérieures............................................ 66
III.2.3 Schémas d’accès par ouvrages souterrains.......................................... 72
III.2.4 Schéma d’accès combiné ............................................................................ 73
CHAP IV FRAGMENTATION (FORAGE ET MINAGE) ........................................ 75
IV.1 Equipement de forage .......................................................................................... 75
IV.1.1 Généralités....................................................................................................... 75
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 .......................................................................................... 91
IV.2.3 Implantation du lot de forage .................................................................... 94
IV.3 Minage (tir) ............................................................................................................ 100
IV.3.1 Généralités..................................................................................................... 100
IV.3.2 Principales méthodes d’abattage à l’explosif ...................................... 102
IV.3.3 Préparation du coup de mine .................................................................. 109
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
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 ...................................................................................... 147
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................................................ 159
V.4.5 Débit de la dragline ...................................................................................... 159
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 .............................................................................................. 161
V.5.3 Mode de creusement .................................................................................... 161
V.5.4 Débit de la roue-pelle .................................................................................. 165
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.................................................... 169
V.7 Chargeuse frontale............................................................................................... 171
V.7.1 Généralités .......................................................................................................... 171
V.7.2 Mode de travail .............................................................................................. 173
V.7.3 Débit horaire d’une chargeuse frontale................................................. 174
CHAP VI ENGINS ET MOYENS DE TRANSPORT............................................. 177
VI.1 Généralités............................................................................................................. 177
VI.2 Transport par train (locomotive et wagons)................................................ 178
VI.2.1 Eléments de transport par train............................................................. 179
VI.2.2 Roulage ............................................................................................................... 182
VI.2.3 Rendement de transport par train......................................................... 183
VI.3 Transport par camions-bennes ...................................................................... 186

VI.3.1 Généralités..................................................................................................... 186
VI.3.2 Distinction de type de camion, dans les mines à ciel ouvert,
suivant le mode de propulsion............................................................................. 188
VI.3.3 Etude du cycle de l’unité de transport ................................................. 192
VI.4 Transport par courroie transporteuse.......................................................... 199
VI.4.1 Généralités..................................................................................................... 200
VI.4.2 Construction des courroies transporteuses ....................................... 200
VI.4.3 Installation des courroies transporteuses........................................... 202
VI.5 Transport combiné.............................................................................................. 211
VI.5.1 Généralités..................................................................................................... 211
VI.5.2 Différentes constructions des points de transfert ............................ 212
CHAP VII ENGINS DE TERRASSEMENT ET MISE EN TERRIL.................... 215
VII.1 Engins de terrassement ................................................................................... 215
VII.1.1 Bulldozers ou Bouteurs ........................................................................... 215
VII.1.2 Niveleuses ou Graders.............................................................................. 220
VII.1.3 Scrapers ........................................................................................................ 223
VII.2 Mise en terril et constitution des remblais à minerai ............................ 229
VII.2.1 Généralités ................................................................................................... 229
VII.2.2 Distinction des terrils ............................................................................... 230
VII.2.3 Engins de transfert .................................................................................... 231
VII.2.4 Différents procédés de construction des terrils et remblais à
minerai ......................................................................................................................... 233
CHAP VIII FRAIS D’OPERATION DES ENGINS MECANIQUES DE
CHANTIER 235
VIII.1 Généralités.......................................................................................................... 235
VIII.2 Catégories des différents frais d’opération............................................... 236
VIII.2.1 Frais fixes .................................................................................................... 236
VIII.2.2 Frais variables............................................................................................ 236
VIII.2.3 Frais généraux........................................................................................... 237
VIII.3 Frais d’acquisition............................................................................................ 237
VIII.4 Etablissement des frais d’exploitation....................................................... 238
VIII.4.1 Amortissement........................................................................................... 238
VIII.4.2. Intérêt, assurance et impôts sur les investissements ................. 241

VIII.5. Calcul des frais variables.............................................................................. 243
VIII.5.1. Combustible .............................................................................................. 243
VIII.5.2. Lubrifiant, graisse et filtre.................................................................... 244
VIII.5.3 Pneus ............................................................................................................ 245
VIII.5.5. Frais de la main d’oeuvre ...................................................................... 247
VIII.5.6 Articles spéciaux ....................................................................................... 248
VIII.6. Formulaire suggéré pour le calcul du coût horaire d’exploitation.. 248
TABLE DES MATIERES.................................................................................................. 250

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