Cours Des Projets Mines Souterraines 2003 [PDF]

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COURS DES PROJETS MINES SOUTERRAINES Schéma Avec : AB-Evolution des investissements à la tonnes CD-Evolution des frais d’exploitation à la tonne EF-Evolution des dépenses totales Le minimum k projeté sur l’axe des hauteurs nous donne la hauteur rationnelle d’un étage (Hr),tandis que la région ab nous montre les variations possibles de Hr sans écart important des dépenses totales de la tonne . La hauteur des étages trouvés par l’analyse économique, doit faire l’objet d’une d’une discussion visant à tenir compte des facteurs naturels et la théorie classique de l’organisation rationnelle des travaux souterrains suppose qu’un tel établissement asssure la production annuelle Pa de l’entreprise durant une periode d’exploitation d’au moins une année et que la preparation du niveau d’exploitation inferieure soit maintenue en avance par rapport aux trvaux d’abattage. Graphique V.5. CALCUL DES PERTES DE MINERAI Chaque methode d’exploitation doit assurer autant que possible l’exploitation complète des reserves industrielles dans la zone d’exploitation. Pratiquement ,certaines pertes de minerai plus moins importantes au cours de l’exploitation souterraine par l’une ou l’autre méthode. On distingue deux groupes de pertes de minerais :  Les pertes quantitatives (récuperable)  Les pertes qualitatives (dilution ,salissage) En souterrain ,il est quelque fois pratiquement impossible d’entrer dans l’espace exploité pour y mesurer directement les pertes ,par consequent en mine souterraine ,c’est la methode indirecte qui s’impose souvent à l’exploitation pour évaluer les pertes. D’une façon générale ,les pertes quantitatives proviennent de l’abandon des pilier divers au voisinage des panneaux d’exploitation et des vides crées par l’exploitation. On est parfois obligés d’abandonner une certaines quantités de minerais en place dans une partie inaccessible du panneau pour des raisons techniques, dans d’autres cas on à affaire aux défauts de la technologie et d’organisation des travaux .les coefficients des pertes quantitatives peut être définie par : k p 

Qp Qi

Avec : 

Q p =Quantité des minerais perdus au cours de l’exploitation dans un bloc ou dans une unité



d’exploitation Qi =Réserves des minerais industrielles dans les unités d’exploitation données

Le taux de pertes quantitatives sera donc :

t pq 

Qp Qi

 100%

Souvent on exprime indirectement les pertes de minerai par les calculs de la récupération.

r

Qi  Q p Qi

 1

Qp Qi

 1 K p

Le taux de récupération vt sera donc :

vt  1  K p   100 % Les pertes quantitatives appelées aussi dilution proviennent généralement du salissage des minerais abattus par la roche stérile au cours de l’exploitation. Le salissage entraine une diminution de la teneur du minerai abattu par rapport au minerai en place. Dans certain cas la diminution de la teneur du minerai abattu est inévitable et représente une conséquence de l’exploitation globale des partie riches et des parties pauvres de minerai qui se trouve incluses dans le gîte .le coefficient de perte qualitative est définie par :

d

Qst Qe  Qmin Q   1 min Qe Qe Qe

Qst  : Quantité des roches extraites stériles qui se trouve dans la quantité de minerai extraite Qe Qe  : Quantité totale des matériaux extraits (minerai et stérile)

Le taux des pertes qualitatives :

Td 

Qst 100 % Qe

 Q  t d  1  min  100 % Qe  

avec ; Qmin  : Quantité de minerai

t d  : taux de pertes quantitatives ou taux de

dilution Plus précisément, le coefficient de dilution peut être déterminé par l’analyse chimique suivante : d

V p  Vmax

V p : teneur en métal du minerai en place

Vp

Vmax  :teneur en métal

Td 

V p  Vmax Vp

 100 %

où t d  :taux de dilution

CHAPITRE 4 PROJET DE L’OUVERTURE D’UN GISEMENT 4  . 1 projet de l‘ouverture d’une mine souterraine Lors de l’exploitation souterraine la famille des ouvrages donnant accès au gisement à partir du jour comprend globalement : -les puits d’exploitation (verticaux ou inclinés); -les travers blanc (bouveaux) ; -ou les galeries au jour  On distingue deux schémas principaux de l’ouverture d’un gisement : -le schéma simple -le schéma combiné ou

a) Schéma simple Ici les ouvrages d’accès principaux sont représentés uniquement  : -Soit par les verticaux (Fig a) ; -Soit par les puits inclinés (Fig b) ; -Soit par les galeries au jour (Fig c).

Ici les puits principaux creusés à partir du jour sont toujours accompagnés par des excavations supplémentaires dont l’orifice se trouve en souterrain les schémas combinés sont généralement employés là où la grande profondeur entre en conflit avec les possibilités techniques des machines d’exploitation (d et c) ou bien dans le cas des configurations particulières du gisement (1et2) l’emploi d’un schéma combiné s’impose parfois dans les régions montagneuses lorsque le gisements se trouve au dessous de la vallée de la montagne (h) .

Lors de l’utilisation du mode d’extraction par convoyeur depuis le niveau d’exploitation jusqu’au niveau jour on recourt aux schémas principaux de l’ouverture du gisement permettant d’assurer le transport continu des charges. Un schéma d’accès quelconque doit satisfaire aux nombreux impératifs que lui imposent les aspects divers de l’exploitation 1) ASPECT DE SÉCURITÉ -Le choix du nombre minimum des excavations d’accès afin d’assurer l’évacuation libre du personnel au jour -l’emplacement du puits d’entrée d’air à la surface du sol par rapport aux sources des produits nuisibles (gaz industriel poussière) provenant des usines de traitement -la perte du terrain sur la surface du sol 2) A SPECT TECHNIQUE La prise en compte des excavations d’accès permettant d’assurer l’extraction des charges suivant la production plantée de l’entreprise ainsi que la circulation libre de la quantité d’air fournie à la mine suivant les normes d’aérage la possibilité de l’exploitation des réserves supplémentaires des minerais trouvés par la recherche minière du fond. 3) ASPECT ÉCONOMIQUE Les pertes minimum des minerais dans le stock de production les investissements minimum surtout pour la première étape des travaux d’accès ; le projet de base dans sa partie concernant l’ouverture du gisement contient plusieurs étapes suivantes : a) Choix du schéma principale de l’ossature du siège (simple ou combiné)avec l’établissement du nombre des puits sur bases des calculs précédants b) Détermiinnation de l’emplacement du puits d’exploitation par rapport au gisement en ligne perpendiculaire ou parallèle à son étendue c) Choix du schéma d’accès rationnel een profondeur du gisement sur base des calculs rélatif à la hauteur d’étage d) Etablisement de la configuration et des paramètre des excavations d’accès principal. VI.1.1. Choix du schéma principale de l’ossature du siège Ce choix dépend en générale des éléments géometriques du gisement :       

Profondeur Pente Puissance Régularité du gisement Longueur Epaisseur des terrain de récouvrement Rélief du terrain ,ect

Le nombre minimum d’excavation d’accès assurant l’évacuation libre du personnel dans le cas urgent doit être deux . Le nombre totale d’accès est déterminé en fonction du champs minier,de la production planifiée de l’entreprise et du schéma d’aerage.  Lorsque la longueur du champs minier est   ≤700 m On accepte naturellement un shéma d’accès avec deux puits (1) situé chacun sur un flanc du gisement(Fig a)  Lorsque la longueur du champs minier est ≥700m Le nombre total des puits est trois ou plus . Dans les gidement de grande étendue dont l’exploitation se fait de façon chassante afin de réduire la la surcharge dde la pression de terrain du massif.On préfère les schéma d’aerage en diagonale (fig.a) Actuellement suivant la législation minière de certain pays ,le schéma d’aérage avec l’entrée d’air dans le puits principale est interdit afin de réduire la quantité de poussière arrivant au fond. (fig) L≥700m(fig a) L≥700m(fig b) VI.I.2. Etablissement de l’emplacement du puit par rapport au gisement L’emplacement du puits par rapport au gisement n’est pas moins important car, il détermine dans une grande mesure la sécurité des travaux souterrains,l’efficacité de l’aerage ainsi que les frais de transport et d’entretien. Supposons un gisement composé de plusieurs filons : (fig a) (Fig b) Il est évident que dans la disposition(a),l’exploitation des gisements est dans l’ordre indiqué . Dans la disposition (b) ; cet inconvénient est supprimé pour assurer la sécurité des travaux soutérrain et l’efficacité des travaux souterrain. Il y a intérêt de placer le puit de ventilation au mur du gisement. Par ailleurs ,l’emplacement du puiits de ventilation dans le mur du gisement contribue à la réduction des frais d’entretien car, les pentes du mur sont plus stables que celles du toit . Quant au choix de l’emplacement précis du puit par rapport au gisement ,on prend avant tout en considération les zones d’influences des travaux miniers. Dans tout les cas ,les puits miniers doivent être placés en dehors de la zones de tassement d’épontes .Les dimensions de la zone dangéreuses sont généralement déterminée en fonction de la methode d’exploitation des propriétés mécano- physiques de la roche. (Fig) Dans les cas exceptionnel, les puits de mine peuvent être placé à l’interieur de la zone d’éboulement ,ce qui nécessite l’abandon des piliers de protection considérable.(fig) Lors de l’exploitation des gisements en plateurs ou faiblement inclinés ,situé à grande profondeur,les dimensions des piliers de protections peuvent être déterminées à l’aide des formules empiriques .c’est ains que d’après RG FOSTER le rayon pour le gisement horizontale sera : R  3 H  m (feet)

Avec  

H =profondeur des travaux miniers(en feet)

m =puissance de la couche (feet)

D’après E.ROBERTSON

R  1 H  2 H  m (feet) 6

Cela signifie que les piliers de protection répresente un cercle de diamètre D=2R. Pour les gisements inclinés,la dimension des piliers suivant l’étendue du gisement reste D ,tandis que le pendage s’accroit de la manière suivante : Rt  R / cos 

Dt  2 Rt

(fig) Il existe dans chaque cas particulier ,une profondeur au-delà de la laquelle,le tassement des épontes au dessus de l’espace exploité ne répresente aucun danger pour les bâtiments situés au jour ;cela est généralement par le foisonnement des roches qui remplissent les vides au cours de l’éboulement provoqué au mur. Généralement ,le tassement des épontes n’atteint pas la surface du sol lorsque la profondeur d’exploitation est de l’ordre de 200 fois la grandeur de l’épaisseur du gisement .

H  200  m

m =épaisseur du gisement

Lors de l’ouverture d’un gisement régulier avec des variances faibles ,l’épaisseur en direction ,il convient de placer le puits principale sur la ligne qui divise le siège d’extraction en deux partie égales. Par contre lorsque la configuration est irrégulière avec des variation considérable de l’épaisseur du gisement, on a des difficultés parfois impossible à résoudre .Dans ce cas , la résolution du problème nécessite une étude spéciale car le travail globale de roulage à chaque niveau d’exploitation sera différent en fonction du lieu d’installation du puits . (fig) Si on exploite un gisement dressant dont le poids volumique reste toujours le même et la hauteur des étages est constante, pour toute profondeur ,l’emplacement le plus approprié du puit principal peut être déterminé par l’expression suivante :

 S  g   S  d ,c'est-à-dire la somme des

surfaces à gauches de l’excavation principale est égale à la somme des suefaces à droites . (fig) Dans les conditions minières particulières ,où le poids volumique et la hauteur des étages sont tooujours constants, les charges sont proportionnelles aux surfaces horizontales et sont exprimées en tonnes .La surface horizontale totale du gisement pour tous les niveaux d’exploitations est donnée par l’expression suivante :

S 1 2S

O

 S 2  S3  1 S3 2

(fig) L’emplacement du puit d’extraction sur les lignes parallèles à son étendue est déterminé par la position du point C correspondant à l’ordonnée

S /2

de la courbe AB montrant l’évolution de la

surface horizontale du gisement suivant son étendue pour les niveaux d’exploitations dont les surfaces intégrantes sont réunies dans le plan . En tenant compte des erreurs possibles relatives sur le surfaçage du gisement dont le contour est quelque fois établit de façon approximative,on trouve une zone rationnelle de l’emplacement du puits suivantla direction du gisement.Dans ce cas ,on détermine une erreur de calcul relative au mesurage approximatif des surfaces horizontales du gisement par la formule suivante : Formule

S1 et S 2 sont respectivement les surfaces approximatives au-delà des lignes extrêmes de projection pour un niveau d’exploitation donné.Une fois la valeur de l’erreur établie ,on trouve la position des coordonnées K et M. Le segment KM représente une zone rationnelle de l’emplacement du puit sur les lignes parallèles de l’étendue du gisement.ctte methode est valable lorque le poids volumique ainsi que la hauteur des étages restent constants. Si on exploite un gisement dressant dont le minerai est caractérisé par la variation du poids volumiques et dont les dimensions des panneaux sont différentes,la solution peut être cherchée par la methode définitive de CHEKIAKOV. Selon cette methode ,le puit principal peut être pplacé la ligne divisant le siège d’exploitation en deux parties ,de manière qu’elle traverse une charge Qn satisfaisant aux deux inégalités suivantes en un point n  :

 Qg  Qd  Qn

 Qg  Qn  Qd  Qg

et

 Qd

respectivement disposées à gauche et à droite de n  .

(fig) On voit ci-dessous que la ligne horizontale AB qui représente une galerie horizontale hypothétique parallèle à l’étendue du gisement, sur laquelle chaque lieu de concentration des charges provenant des panneaux d’exploitation de deux étages données y est présent. Après avoir établi les charges pour chaque panneau d’exploitation ,on trouve par des calculs successifs, la charge Qn satisfaisant aux deux inégalités précédentes. Application Charge

Tonnage

Q1 Q2

30 000 50 000 60 000 60 000 70 000 50 000 50 000 40 000 40 000 30 000

Q3

Q4 Q5 Q7 Q8 Q9 Q10 Qn

(Graphique)

Le calcul par étapes montrent que finalement que le transport des charges les plus avantageux aura lieu lors de l’emplacement du puit d’extraction sur la ligne sur la ligne correspondant au point d’arrivée de la charge Qo .On peut utiliser une version graphique de cette methode indépendamment du calcul précédant (cfr graphique ci haut). On trouve la solution en plusieurs etapes suivantes : 1. A partir des points de la droites OMHAB , on trace les droites OO et MM1 sur lesquelle on ,et successivement les grandeurs de chaque charge selon l’echelle choisie . 2. A partir O on trace un ensemble de rayons OA,OB et OC de manière à atteindre des perpendiculaires à MM au milieu de chaque segment entre les deux charges voisines.La procédure se repète en sens inverse ,c'est-à-dire à partir de M vers la perpendiculaire CO,les tangentes des angles  1 ,  2 ,... et β1 , β2,. …. Sont proportionnelles aux grandeurs de charges représentées par les côtés du triangle en trace des angles. 3. On ,ène sur la droite AB les segments L1 ,L2 ,L3 ,L4 qui sont égaux (suivant l’ echelle choisie) au transport entre les points de la concentration des charges Q1Q2 … sur la droite AB. 4. On trace les perpendiculaires Q1Q1,Q2Q2,… pour chaque point de la concentration des charges sur la droite A1O. A partir du premier point Q1 on trace la courbe M dont les segments intégrants sont parallèle respectivement aux rayons OA,OB ,QS ,… Finalement les ordonnées des deux deux lignes brisées sont additionnées et une ordonnée minimale montrera un minimum de travail de transport de chaque coté d’un point situé dans une galerie longitudinale . Si nous abaissons de l’ordonnée TOPT la perpendiculaire sur AB,le point optimum détermine l’emplacement optimum du puit principal. Lors de l’exploitation des plateures vastes ,le transport des charges de fond s’effectue habituellement suivant deux directions principal du gisement par la méthode décrite ci-dessous .On trouvera les points P1 et P2 . Schéma (a) et (b)

L’emplacement du puit principal à m’interieur du siège d’exploitation est déterminé par l’intersection de deux perpendiculaires issues des points et materialisée par le point O. Finalement la place du puit doit être corrigé à la surface du sol en tenant compte (de l’ouverture du gisement) du relief et des conditions naturelles existantes. Enfin, l’étape suivante du projet de l’ouverture d’un gisement consiste à choisir le schéma d’accès en profondeur du gisement en vue de minimiser les investissements. (Fig.) V.1.3.Choix du schéma d’accès rationnel A l’heure actuelle ,la hauteur d’un étage dans une mine souterraine métallique filonnnienne ne dépasse pas 50 à 60 m .Lors de l’exploitation des gîtes puissants et très épais , elle peut aller jusqu’à 90 et même 100 m. La tendance vers les grands étages a pour objectif de réduire les dépenses d’ossatures à la tonne ,pour éviter l’accroisement des frais d’exploitaions(transport du personnel et des matières consommables).   

Puit d’extraction Cheminée collective Trémie magasin

  

Salle de pompe avec albraque Sondage d’exhaure Sous –niveau

(fig) Chaque cheminée collectrice est destinée à la descente du minerai du niveau intermédiaire vers les niveaux bas où, il y a concentration de plusieurs ouvrages (salle de pompes, magasin, concasseur, stations électriques, garage). Une des étapes principales dans les schéma d’accès en souterrain est l’etablissement de sa configuration et des paramètres des excavations d’accès principal :puits travers-bancs,galerie d’accès au jour. Ce problème est généralament résolu en fonction denla production annuelle de la mine et due la durée d’exploitation compte tenu des conditions naturelles,de la durée d’exploitation :  Dureté duterrain  Stabilité de l’ouvrage  Structure et tenue des épontes  Encombrement  Vitesse maximale de déplacement des engins  Norme d’aérage Les problèmes et l’ordre de calcul correspondant aux différents ouvrages d’accès sont étudiés dans les cours spécialisés tels que : le creusement des galerie, transport souterrain, l’aérage,…

Rappelons que les puits sont généralement de forme circulaire, de grande profondeur et de durée de vie assez grande.la forme rectangulaire n’est valable que pour les mines de faible profondeur jusqu’à 300 m,et est généralement pratiquée dans les terrains de très bonne tenue. La détermination du schéma optimum rationnel de l’ossature générale est habituellement réalisé à l’aide la méthode analytique des variantes en tenant compte des facteurs suivant : 



Les facteurs économiques interviennent dans la comparaison de plusieurs variantes qui sont : investissements des capitaux destinés aux creusements des excavations d’accès principale et leurs équipements (puits d’extraction ,recette ,travers-bancs, galerie au jour ,bure ,cheminées collectrices ).  Les frais d’exploitation et d’entretien de ces excavations.

Exemple  : Schéma d’accès avec deux variantes techniquement possibles : 1) Par le puits verticale jusqu’au niveau le plus profond. 2) Par puits inclinés dont l’angle d’inclinaison correspond à l’angle de pendage du gisement pour diminuer les travaux en stériles. On prévoit la constitution des trémie -magasin à chaque niveau d’exploitation ,ainsi que le creusement des cheminés collectrices entre différent niveau. Concernant le choix économique des variantes techniquement possibles ,l’analyse faites précédemment pour l’exploitation à ciel ouvert est valable ici,de même que les différentes formules (investissements,durée d’ammortissement, frais d’exploitation le taux d’amortssement,la durée d’ammortissement,normatif,…)