Les minéraux et les produits qui en sont dérivés sont à la base de la plupart des industries. L’exploitation de gisements minéraux se pratique sous une forme ou une autre dans presque tous les pays du monde; les activités minières ont des répercussions importantes sur l’économie, l’environnement, l’emploi et la vie sociale, qui débordent les frontières des pays ou des régions où elles ont leur siège. Les mines comptent pour une part importante du produit intérieur brut (PIB) d’un grand nombre de pays en développement et constituent même souvent l’essentiel des exportations et des investissements étrangers dans ces pays.
Les activités minières peuvent avoir sur l’environnement des effets considérables et de longue durée. On pourrait citer de nombreux exemples de bonnes et de mauvaises pratiques d’exploitation et de réhabilitation de sites miniers. Les atteintes à l’environnement liées à l’extraction de minéraux ont un impact croissant sur l’industrie minière et la main-d’œuvre qu’elle emploie. Ainsi, le débat actuel autour du réchauffement climatique pourrait avoir une incidence sur la consommation de charbon dans certaines régions du globe. De plus, avec le recyclage qui diminue les besoins en matériaux neufs et l’utilisation croissante de matériaux de remplacement (notamment les plastiques), la place qu’occupent les métaux et les minéraux dans le PIB se voit considérablement réduite.
La concurrence, la diminution des gisements de qualité, l’augmentation des coûts de traitement, la privatisation et la restructuration sont autant de facteurs qui poussent les sociétés d’exploitation minière à réduire leurs coûts et à augmenter leur productivité. Du fait des lourds investissements caractérisant cette industrie, les sociétés qui doivent rentabiliser au maximum leur matériel réclament des horaires de travail plus flexibles et souvent plus intensifs. Dans bien des régions, la privatisation, les restructurations radicales et les gains de productivité entraînent une régression de l’emploi dans le secteur minier. Ces changements touchent non seulement les mineurs qui doivent se reconvertir, mais aussi ceux qui restent et auxquels on demande une plus grande polyvalence et une plus grande souplesse. Le secteur minier a la tâche ardue de trouver un juste équilibre entre des objectifs conflictuels: ceux des sociétés minières, d’une part, qui cherchent à réduire leurs coûts, et ceux des travailleurs, d’autre part, qui désirent conserver leur emploi. Elles doivent non seulement faire face à la réduction des effectifs, voire à la fermeture des mines, mais également s’adapter à de nouvelles techniques d’extraction.
Le secteur minier est souvent perçu comme une industrie à part, réunissant des collectivités très unies de travailleurs faisant un métier pénible, salissant et dangereux. C’est également un secteur où de nombreux exploitants et cadres supérieurs sont d’anciens mineurs ou ingénieurs possédant une vaste expérience pratique des problèmes touchant les mines et les mineurs. Les mineurs ont souvent été l’élite des travailleurs de l’industrie, prenant la tête de mouvements visant à imposer des changements politiques et sociaux dont les gouvernements en place n’avaient pas compris l’urgence.
Environ 23 milliards de tonnes de minéraux, charbon y compris, sont produites chaque année. Dans le cas des minéraux de valeur élevée, la quantité de déchets produite est bien supérieure à celle de la matière recherchée. Ainsi, pour obtenir une once d’or, il faut traiter quelque 12 tonnes de minerai, tandis qu’il faut environ 30 tonnes de minerai pour obtenir une tonne de cuivre. Dans le cas de matériaux de moindre valeur (sable, gravier ou argile) — qui constituent la majorité des matériaux extraits —, la quantité de déchets est minime. On peut toutefois dire que, globalement, la quantité de minerai extraite par les mines dans le monde (sans compter l’enlèvement de la découverte, qui est ensuite remise en place et qui est donc déplacée deux fois) représente au moins le double de la quantité finale de produit recherchée. Dans l’ensemble, c’est donc quelque 50 milliards de tonnes de minerai qui sont extraites chaque année; cela correspond à une couche de 1,5 m de profondeur sur une surface égale à la superficie de la Suisse.
Le secteur minier n’est pas un des plus gros employeurs. Il occupe environ 1% de la main-d’œuvre mondiale — soit quelque 30 millions de travailleurs — dont le tiers est employé dans les charbonnages. Mais, pour chaque emploi dans les mines, on compte au moins un emploi qui dépend directement du secteur minier. De plus, on pense qu’au moins 6 millions de personnes, non comptées dans le total ci-dessus, sont employées dans de petites exploitations minières. Si l’on tient compte des personnes à la charge de ces travailleurs, le nombre total de personnes vivant du travail dans les mines se situe probablement aux alentours de 300 millions.
Le cadre de travail des mineurs change constamment au cours d’une journée, voire au cours d’un poste de travail. Ceux dont la tâche consiste à creuser les voies souterraines et à assurer la stabilité des terrains encaissants ne voient pas la lumière du jour et travaillent dans une atmosphère dépourvue d’aérage naturel. En dépit des efforts déployés pour améliorer la sécurité des mineurs, le nombre de décès, de lésions et de maladies chez cette catégorie de travailleurs demeure relativement élevé, ce qui signifie que, dans la plupart des pays, le travail dans les mines est l’emploi le plus dangereux, si l’on considère les effectifs de la profession.
Bien qu’elle n’emploie que 1% de la main-d’œuvre mondiale, l’industrie minière est à l’origine d’environ 8% des accidents de travail mortels (environ 15 000 par année). Il n’existe pas de statistiques fiables sur le nombre des blessés, mais celui-ci est élevé, de même que le nombre des cas de maladies directement liées au travail dans les mines (pneumoconioses, pertes auditives, troubles induits par les vibrations) et qui mènent à une incapacité précoce, voire à la mort.
L’Organisation internationale du Travail (OIT) s’intéresse aux problèmes sociaux et de travail des mineurs depuis sa création; elle a consacré beaucoup d’efforts à améliorer leurs conditions de travail et de vie, depuis l’adoption de la convention (no 31) sur la durée du travail (mines de charbon), 1931, jusqu’à l’adoption par la Conférence internationale du Travail de la convention (no 176) sur la sécurité et la santé dans les mines, 1995, et de la recommandation no 183 qui l’accompagne. Des réunions tripartites se tiennent depuis cinquante ans sur les problèmes propres au secteur minier et de nombreuses questions ont été étudiées, notamment l’emploi, les conditions de travail, la formation, la sécurité et la santé et les relations professionnelles. Elles ont débouché sur plus de 140 conclusions et résolutions, dont certaines ont été mises en œuvre dans les pays signataires. D’autres ont donné lieu à des initiatives de l’OIT, par exemple l’instauration de programmes de formation et d’aide dans les Etats Membres ou l’établissement de principes directeurs en matière de sécurité.
En 1996, l’OIT a adopté un nouveau système de réunions tripartites, moins longues et plus ciblées, lui permettant d’aborder des problèmes d’actualité en vue de trouver des solutions pratiques adaptées aux pays ou régions concernés et de les mettre en oeuvre en coopération avec les parties intéressées. La première de ces réunions, tenue en 1999, a porté sur les problèmes de travail et les problèmes sociaux liés aux exploitations minières de petites tailles.
Dans l’industrie minière, les problèmes sociaux et de travail ne peuvent être considérés indépendamment de certains autres facteurs, qu’ils soient d’ordre économique, politique, technologique ou environnemental. Il va sans dire que l’industrie minière doit se développer de manière à satisfaire toutes les parties intéressées, mais il n’existe pas de modèle universel pour garantir ce résultat. L’OIT fait ce qui est en son pouvoir pour améliorer les conditions sociales et de travail de la main-d’œuvre de ce secteur vital; toutefois, ses efforts restent vains si elle ne peut compter sur la coopération des parties intéressées. L’OIT travaille également en étroite collaboration avec d’autres organisations internationales, en soumettant à leur attention les problèmes sociaux et de travail des mineurs et en intervenant avec elles comme la situation le demande.
Le travail dans les mines est dangereux et l’OIT s’est toujours souciée de rehausser le niveau de la sécurité et de la santé dans ce secteur. La Classification internationale des radiographies de pneumoconioses, établie par l’Organisation, est un outil reconnu à l’échelle mondiale pour répertorier de façon systématique les affections pulmonaires dues à l’inhalation de poussières et révélées par la radiographie. Des recueils de directives pratiques en matière de sécurité et de santé ont été établis spécialement pour les mines de charbon et les mines à ciel ouvert, et d’autres pour l’industrie minière en général.
L’adoption de la convention no 176, mentionnée plus haut, qui établit les principes directeurs de l’amélioration des conditions de travail dans les mines, est importante à plusieurs titres:
Les premières ratifications de la convention no 176 ont eu lieu en 1997; la convention elle-même est entrée en vigueur en 1998.
Afin d’améliorer la sécurité et la santé des mineurs, l’OIT a mené à bien divers projets axés sur la formation dans les domaines de la santé, de la sécurité et du sauvetage et sur une inspection plus rigoureuse des exploitations minières. Grâce à ces initiatives, plusieurs pays se sont inspirés des normes et des directives de l’OIT, et le niveau de sécurité et de santé dans les mines s’est amélioré.
Lorsqu’une entreprise doit faire face à une concurrence de plus en plus vive et sent que sa rentabilité ou même sa survie sont menacées, elle peut pencher vers une remise en question des principes fondamentaux de la liberté syndicale et de la négociation collective. Pourtant, des relations de travail harmonieuses fondées sur l’application constructive de ces principes peuvent contribuer de façon non négligeable à l’accroissement de la productivité.
Ces exploitations peuvent être classées en deux grandes catégories. La première comprend les mines et les carrières de matériaux industriels et de construction destinés principalement aux marchés locaux, que l’on trouve dans tous les pays (voir figure 74.1). Souvent, la réglementation régissant la surveillance et l’imposition des petites exploitations minières existe, mais dans ce cas comme dans celui des usines de taille modeste, un manque de rigueur dans son application fait que les entreprises informelles ou clandestines continuent d’exister.
La deuxième catégorie regroupe les mines de minéraux de valeur relativement élevée, tels que l’or et les pierres précieuses (voir figure 74.2). Leur production est généralement exportée, par des filières légales ou clandestines. La taille et la nature de ces exploitations rendent la législation inadéquate et impossible à appliquer.
Les petites exploitations minières sont une source importante d’emploi, surtout en région rurale. Souvent méconnues dans certains pays, elles occupent beaucoup plus de travailleurs que l’industrie minière reconnue. Il existe peu de données à ce sujet, mais l’on considère qu’elles emploient plus de 6 millions de travailleurs. Malheureusement, un grand nombre de ces emplois sont précaires et les conditions de travail sont loin d’être conformes aux normes internationales et nationales du travail. Le taux d’accidents est généralement six à sept fois plus élevé que dans les grandes exploitations, et ce, même dans les pays industriels. Les maladies, en grande partie attribuables à des conditions insalubres, sont fréquentes. Cela ne signifie cependant pas qu’il n’existe pas d’exploitations de petite taille où les règles de sécurité et de santé sont respectées, mais leur nombre est restreint.
Le travail des enfants est un problème qui mérite une attention particulière. Dans le cadre de son Programme international pour l’abolition du travail des enfants (International Programme for the Elimination of Child Labour (IPEC)), l’OIT a lancé dans plusieurs pays d’Afrique, d’Asie et d’Amérique latine des projets visant à ouvrir des possibilités de scolarisation et à créer de nouvelles sources de revenus, afin de retirer les enfants des mines de charbon, d’or et de pierres précieuses dans chacune de ces trois régions. Ces projets sont menés en consultation avec la Fédération internationale des syndicats des travailleurs de la chimie, de l’énergie, des mines et des industries diverses (International Federation of Chemical, Energy, Mine and General Workers’Unions (ICEM)), des organismes gouvernementaux et des organisations non gouvernementales (ONG) des pays concernés.
Les ONG ont aussi été actives et efficaces à l’échelle locale, réussissant par la mise en œuvre de technologies appropriées à rehausser l’efficacité de la petite industrie extractive et à améliorer les conditions sanitaires et l’environnement. Quelques organisations gouvernementales internationales (OGI) ont effectué des études et élaboré des principes directeurs et des programmes d’action sur le travail des enfants, le rôle des femmes et des peuples autochtones, la réforme de la fiscalité et de la propriété foncière et les atteintes à l’environnement. Il semble cependant que leurs travaux n’aient pas eu à ce jour d’effets appréciables. Il faut souligner toutefois que, sans l’appui et le concours des gouvernements, le succès de tels travaux demeure incertain.
En règle générale, les petits exploitants ne semblent guère enclins à utiliser les technologies accessibles et peu coûteuses pour atténuer les effets sur la santé et l’environnement de leurs opérations, comme par exemple la récupération du mercure. Souvent, ils n’ont aucune motivation à le faire, le coût du mercure n’étant pas un facteur limitatif. De plus, dans bien des cas, et surtout en ce qui concerne les mineurs faisant partie de la catégorie des travailleurs migrants, les petits exploitants ne voient aucun intérêt à préserver l’environnement, puisqu’ils n’envisagent aucune utilisation du site en fin d’exploitation. Il faut donc leur faire comprendre qu’ils peuvent, sans que cela ne leur impose trop de contraintes, modifier leurs méthodes d’exploitation de façon qu’elles soient à la fois plus rentables et moins dommageables pour la santé et l’environnement, tout en contribuant à la prospérité du pays. Les recommandations définies au Séminaire interrégional sur les principes directeurs pour le développement des industries extractives à petite et à moyenne échelle, organisé par les Nations Unies à Harare, en 1993, proposent aux autorités et aux organismes de développement une approche intégrée et cohérente des différents problèmes. Le fait que les associations d’employeurs et de travailleurs ne regroupent pas la plupart des exploitations de petite taille devrait inciter les gouvernements à les intégrer au secteur formel de l’industrie minière, ce qui ne manquerait pas d’améliorer le sort des mineurs travaillant dans ces exploitations et de rehausser sensiblement les retombées économiques et sociales de l’industrie extractive à petite échelle. Lors d’une table ronde internationale organisée en 1995 par la Banque mondiale, une stratégie a été élaborée pour minimiser les effets secondaires nuisibles des activités d’extraction artisanales — notamment les mauvaises conditions de sécurité et de santé — et en maximiser les bénéfices socio-économiques.
La convention (no 176) sur la sécurité et la santé dans les mines, 1995, ainsi que la recommandation no 183 qui l’accompagne, sont une référence internationalement reconnue qui sert de guide pour l’établissement de la législation et des pratiques minières dans les Etats Membres. Elles s’appliquent à toutes les catégories de mines, pour lesquelles elles définissent des normes minimales de sécurité. Les dispositions de la convention ont déjà été intégrées à la législation sur les mines et aux conventions collectives des mineurs dans plusieurs pays; d’autres ont adopté des normes de sécurité et de santé dans les mines qui vont au-delà des exigences minimales qui y sont définies.
La recherche minière englobe l’ensemble des opérations ayant pour objet la mise en évidence et l’étude des gisements en vue de leur exploitation. C’est une étape préalable nécessaire, mais coûteuse et sans certitude de succès. En 1992, les dépenses en re-cherche minière s’élevaient à 1,2 milliard de dollars E.-U. pour l’ensemble du globe et, en 1995, elles atteignaient presque 2,7 milliards de dollars. De nombreux pays encouragent les investissements dans cette activité et les régions jugées prometteuses font l’objet d’une concurrence intense. De nos jours, la recherche de gisements est pratiquement toujours confiée à des équipes multidisciplinaires de prospecteurs, réunissant des géologues, des géophysiciens et des géochimistes qui explorent tous les types de terrains.
La recherche minière s’organise en trois phases commençant par l’exploration, ou prospection, qui consiste à rechercher des indices de gisements, suivie d’un contrôle sur les principaux indices en vue de dégager des cibles éventuelles pour une reconnaissance approfondie. Au fur et à mesure du progrès de la recherche, la nature des travaux se modifie; il en va de même des considérations de sécurité et de santé.
Les travaux d’exploration sur le terrain se font souvent par de petites équipes de spécialistes des sciences de la terre opérant en régions peu familières avec un appui limité. Ces travaux peuvent nécessiter la recherche d’indices, l’établissement de cartes géologiques, le prélèvement d’échantillons en vue d’analyses géologiques et géochimiques et des mesures géophysiques préliminaires. Le contrôle des indices les plus prometteurs ne s’effectue qu’après l’obtention d’un permis d’exploitation, une concession minière ou la signature d’un bail minier. Les travaux de cette première phase, qui comprennent l’établissement de cartes géologiques plus détaillées, le prélèvement d’échantillons et des relevés géophysiques et géochimiques, se font suivant un quadrillage. Ils permettent souvent de dégager des cibles qui justifient une exploration plus poussée, par excavation ou par forage, opérations nécessitant des matériels lourds tels que pelles rétrocaveuses, pelles mécaniques, bouteurs, engins de forage et parfois explosifs. Les engins de forage rotatifs, au diamant ou par percussion peuvent être montés sur camion ou remorqués à pied d’œuvre. Ils sont parfois héliportés d’un site à un autre.
Lorsque les résultats de l’exploration sont encourageants, on procède à une reconnaissance approfondie avec prélèvement d’échantillons plus volumineux en vue d’évaluer l’intérêt économique du gisement. Cette étape peut se faire par sondages, mais dans bien des cas, le creusement de tranchées ou le prélèvement d’échantillons en profondeur s’avèrent nécessaires. On peut creuser des puits d’exploration ou des galeries en pente ou à flanc de coteau pour avoir accès au gisement. Bien que les travaux soient exécutés par des mineurs, la responsabilité du programme de sondages souterrains est généralement confiée à des géologues.
Dans le passé, les employeurs se souciaient rarement d’adopter et de faire respecter les règles de sécurité dans les travaux d’exploration. Les prospecteurs adoptent encore souvent une attitude cavalière face à la sécurité. Heureusement, bon nombre de sociétés d’exploration minière s’efforcent de changer cette mentalité en exigeant de la part de leurs personnels et des contractants qu’ils respectent les règles de sécurité établies.
L’exploration est souvent une activité saisonnière soumise à des contraintes de temps qui incitent parfois à négliger la sécurité des travailleurs. Par ailleurs, les risques auxquels ceux-ci sont exposés s’intensifient à mesure que progresse l’exploration. Les premiers travaux de reconnaissance sur le terrain se font par de petites équipes et ne nécessitent donc que l’établissement d’un camp de taille modeste. Les problèmes de sécurité revêtent une importance particulière pour les spécialistes des sciences de la terre qui en sont peut-être à leur première expérience de reconnaissance sur le terrain.
La prospection se faisant souvent en régions éloignées, le transport jusqu’à un centre médical en cas d’urgence peut s’avérer difficile et dépendre des conditions météorologiques. Il importe d’établir et de tester un plan d’évacuation et de communication en cas d’urgence, et ce avant le début des travaux.
On peut penser que la sécurité sur le terrain est une question de bon sens, mais le bon sens n’est pas forcément le même dans toutes les cultures. Les sociétés minières devraient mettre à la disposition de leurs personnels de prospection un manuel de sécurité traitant des problèmes propres à la région où ils sont affectés. Un tel manuel pourrait servir d’ouvrage de base lors des réunions d’orientation, des séances de formation à la sécurité et des réunions périodiques sur les questions de sécurité durant toute la campagne de prospection.
Les travaux de prospection impliquent des efforts physiques intenses, le personnel devant souvent évoluer en terrain accidenté, soulever de lourdes charges et utiliser des équipements potentiellement dangereux. Il peut être exposé à la chaleur, au froid, aux intempéries et travailler parfois à des altitudes élevées (voir figure 74.3). Il est donc impératif qu’il soit en bonne santé et en forme physique satisfaisante lorsqu’il part en reconnaissance sur le terrain. Il devrait avoir été vacciné et ne pas être atteint de maladies contagieuses (par exemple, hépatite ou tuberculose) qui risqueraient de se propager rapidement. Idéalement, l’ensemble du personnel d’exploration devrait être formé en secourisme élémentaire et en secourisme en milieu sauvage. Dans les camps ou chantiers importants, une personne au moins devrait détenir un brevet de secourisme avancé ou de secourisme en milieu de travail.
Le personnel travaillant à l’extérieur devrait porter des vêtements appropriés pour se protéger contre des conditions extrêmes de chaleur ou de froid et contre la pluie ou la neige. Dans les régions exposées à un niveau de rayonnement ultraviolet élevé, il est conseillé de porter un chapeau à large bord et d’utiliser des crèmes solaires à facteur de protection adéquat sur les parties exposées du corps. Les insectifuges les plus efficaces contre les moustiques sont ceux qui contiennent du N,N-diéthyl-méta-toluamide (DEET). Le traitement des vêtements à la perméthrine éloigne les tiques.
Formation . L’ensemble du personnel affecté aux travaux sur le terrain devrait être convenablement formé, particulièrement en ce qui concerne la prévention de la déshydratation et de l’exposition au rayonnement ultraviolet ainsi que la protection contre les piqûres d’insectes et les éventuelles maladies endémiques. Le personnel travaillant dans des pays en développement devrait être prévenu des problèmes qui peuvent menacer sa sécurité et sa santé, y compris les risques d’enlèvement, de vol et d’agression.
Les risques pour la sécurité et la santé varient selon l’emplacement du site et la nature et l’ampleur des travaux qui y sont effectués. Tout camp devrait satisfaire aux exigences locales en matière de prévention des incendies, de salubrité, de sécurité et de santé. Le maintien de l’ordre et de la propreté diminue les risques d’accidents.
Emplacement . Le camp devrait être établi aussi près du chantier que le permet la sécurité, afin de réduire au minimum le temps de transport et l’exposition aux risques qui y sont liés. Il devrait être installé à distance sûre de tout danger naturel, en tenant compte de l’habitat et des habitudes de la faune présente (par exemple, insectes, ours ou reptiles). Dans la mesure du possible, on choisira un emplacement proche d’une source d’eau potable (voir figure 74.4). Si les travaux sont effectués à très haute altitude, le camp sera établi plus bas, afin d’éviter le mal des montagnes.
Prévention des incendies et lutte contre le feu . Les tentes et autres structures devraient être suffisamment éloignées les unes des autres afin d’empêcher ou de ralentir la propagation des flammes en cas d’incendie. Le matériel de lutte contre le feu devrait être stocké dans un abri central et des extincteurs appropriés se trouver à portée de main dans les locaux servant de cuisine et de bureaux. Le contrôle de l’usage du tabac contribuera à prévenir les incendies dans le camp et sur le site. Le personnel devrait participer à des exercices d’entraînement et prendre connaissance du plan d’évacuation en cas d’incendie. Les récipients de combustibles devraient être clairement étiquetés afin que le combustible approprié soit utilisé dans les appareils d’éclairage et de cuisson, les génératrices et les autres équipements. Les combustibles devraient être stockés en un lieu situé à 100 m au moins du camp et au-dessus du niveau des marées ou des crues.
Salubrité. Les camps doivent disposer d’eau potable. La qualité de l’eau devrait être testée, si nécessaire. Dans le cas où il y aurait lieu de faire une réserve d’eau potable, celle-ci devrait être conservée dans des récipients propres et bien étiquetés et entreposée séparément de l’eau non potable. Les denrées alimentaires seront contrôlées à leur arrivée au camp et rangées immédiatement dans un réfrigérateur ou dans des récipients à l’épreuve des insectes, des rongeurs et autres animaux. Des lavabos devraient être aménagés près des cantines et des latrines. Ces dernières devraient satisfaire aux normes d’hygiène publique et être situées à 100 m au moins de tout cours d’eau ou plan d’eau.
Machines et équipements utilisés dans le camp ou sur le site . L’ensemble du matériel (scies à chaînes, haches, marteaux-piqueurs, machettes, postes de radio, appareils de cuisson ou d’éclairage, équipement géophysique et géochimique, etc.) devrait être maintenu en bon état de fonctionnement. S’il est nécessaire d’avoir des armes à feu pour se protéger des animaux sauvages, leur usage devrait être strictement réglementé et contrôlé.
Communications . Il est important d’établir un programme de communication régulier. Les communications avec l’extérieur entretiennent le moral et le sentiment de sécurité chez les travailleurs et sont essentielles dans tout plan d’intervention d’urgence.
Formation . Le personnel devrait recevoir une formation sur la façon d’utiliser le matériel mis à sa disposition. Les géophysiciens, par exemple, devraient être entraînés à utiliser les appareils qui mettent en œuvre des tensions ou des intensités élevées. Une formation devrait aussi être prévue en matière de prévention des incendies, d’exercices d’évacuation en cas d’incendie, de manutention des combustibles et, s’il y a lieu, de manipulation des armes à feu.
Les phases d’évaluation des cibles et de reconnaissance approfondie nécessitent des camps plus importants et l’emploi de matériels lourds. Seuls des travailleurs qualifiés ou des visiteurs autorisés devraient être admis sur le chantier lorsque des matériels lourds sont utilisés.
Engins lourds . Les engins lourds devraient être conduits par un personnel qualifié et agréé. Les autres travailleurs devraient demeurer vigilants et ne pas s’approcher des engins à moins d’être certains que l’opérateur est informé de leur présence, qu’il sait ce qu’ils sont en train de faire et dans quelle direction ils se dirigent.
Appareils de foration. Les équipes devraient être parfaitement formées pour ce travail. Les travailleurs devraient porter des équipements de protection individuelle appropriés (casques antichocs, chaussures de sécurité à embout d’acier, protecteurs d’oreilles, gants, lunettes, masques antipoussières, etc.) et éviter les vêtements lâches qui pourraient être happés par des machines. Les appareils de foration devraient satisfaire à toutes les exigences de sécurité (par exemple, parties en mouvement placées sous carter, tuyaux à air comprimé à haute pression fixés par des brides et des chaînes de sécurité) (voir figure 74.5). Les travailleurs devraient s’inquiéter de savoir si le sol est glissant, détrempé, gelé ou huileux; la zone de forage devrait être maintenue en aussi bon ordre que possible (voir figure 74.6).
Excavations. Le creusement de puits, de fouilles et de tranchées devrait se faire conformément aux règles de sécurité et les parois être étayées ou talutées à 45° afin d’éviter les éboulements. Une personne ne devrait jamais travailler ou demeurer seule dans un puits ou une fouille, même pour une courte période. Les risques d’ensevelissement sont toujours présents.
Explosifs . Les explosifs devraient être manipulés exclusivement par un personnel qualifié et agréé. La réglementation relative à la manutention, à l’entreposage et au transport des explosifs et des détonateurs devrait être respectée scrupuleusement.
Le personnel devrait être préparé à faire face aux conditions de terrain et de climat de la région. Il peut faire chaud ou froid, sec ou humide; les risques naturels peuvent inclure la foudre, les feux de brousse, les avalanches, les coulées de boue et les crues soudaines. Les insectes, les reptiles ou d’autres animaux peuvent présenter un danger mortel. Les prospecteurs devraient recevoir une formation de sécurité appropriée tenant compte du terrain et du climat de la région où ils opèrent. Ils devraient suivre des cours de survie pour identifier les symptômes de l’hypothermie, de l’hyperthermie et de la déshydratation et connaître les mesures à prendre le cas échéant. Ils devraient travailler en équipes de deux au moins et transporter avec eux (ou placer dans une cache facile d’accès) l’équipement et les réserves d’eau et de nourriture nécessaires pour leur permettre de passer une nuit ou deux à l’extérieur du camp en cas d’urgence. Les équipes en reconnaissance sur le terrain devraient être en communication régulière avec le camp de base. Les camps devraient avoir un plan d’intervention éprouvé pour venir en aide à ces équipes en cas de nécessité.
Une part importante des accidents et des incidents survenant lors des travaux d’exploration se produisent au cours des transports entre le camp et le chantier. L’excès de vitesse et la consommation d’alcool au volant d’un véhicule ou à la barre d’un bateau sont souvent en cause.
Véhicules automobiles . Les causes les plus fréquentes d’accidents de véhicules terrestres sont l’état des routes, les conditions météorologiques, une charge excessive ou mal répartie, des pratiques de remorquage déficientes, la conduite en état de fatigue, un manque d’expérience au volant et les tentatives d’évitement d’animaux ou de personnes se trouvant sur la route, surtout après la tombée de la nuit. Il faut donc adopter une conduite prudente. La charge transportée ou remorquée par une automobile ou un camion ne devrait pas être excessive; elle devrait être bien répartie et solidement arrimée. Le conducteur et les passagers devraient boucler leur ceinture de sécurité. Il conviendrait d’utiliser des véhicules adaptés au terrain et au climat de la région, par exemple des véhicules à quatre roues motrices, des motocyclettes, des véhicules tout terrain ou des motoneiges (voir figure 74.7). Ces engins devraient faire l’objet d’un entretien périodique et disposer d’un équipement approprié, dont un équipement de survie. Le port d’un casque et de vêtements de protection s’impose pour la conduite d’un véhicule tout terrain ou d’une motocyclette.
Avions . Souvent, les sites éloignés ne sont accessibles que par avion ou par hélicoptère (voir figure 74.8). Dans ce cas, il faut faire appel à des compagnies qui disposent d’appareils bien entretenus et ont de bons états de service en matière de sécurité. Les moteurs à turbine sont plus sûrs. Les pilotes ne devraient en aucun cas dépasser le nombre d’heures de vol autorisé, conduire en état de fatigue et accepter de décoller par mauvais temps. Ils veilleront à ce que leur appareil soit chargé correctement et que la limite de charge utile soit respectée. Pour éviter les accidents, le personnel d’exploration devrait être formé pour travailler en sécurité au voisinage des avions; il devrait respecter les règles de sécurité concernant le chargement des appareils et l’embarquement et se tenir éloigné des hélices ou des pales, car celles-ci présentent un danger particulier du fait qu’elles ne sont pas visibles lorsqu’elles tournent. Les aires d’atterrissage des hélicoptères devraient être dégagées de tous débris susceptibles d’être projetés par le souffle des rotors.
Elingage. Les provisions, les combustibles, le matériel de foration et l’équipement du camp sont souvent transportés par hélicoptère. Les principaux dangers liés à ce mode de transport sont le dépassement de la limite de charge, des pratiques fautives d’élingage, des élingues en mauvais état, la présence sur le chantier de débris ou d’objets susceptibles d’être projetés, ou encore celle de végétation ou d’autres obstacles pouvant accrocher la charge. De mauvaises communications entre les différents postes (en particulier entre le pilote et les opérateurs au sol) et des conditions météorologiques défavorables augmentent évidemment les risques. La charge transportée ne devrait pas dépasser la capacité d’emport de l’hélicoptère. Il importe qu’elle soit solidement arrimée. Dans les cas nécessitant l’emploi d’une très longue élingue (par exemple dans la jungle ou à proximité d’arbres très hauts), celle-ci devrait être lestée pour le trajet de retour afin d’éviter son balancement. Des accidents mortels ont été causés par un cordage non lesté venu se prendre dans le rotor principal ou le rotor anticouple d’un hélicoptère en vol.
Bateaux . Pour les travailleurs qui se déplacent en bateau le long d’un cours d’eau ou sur un plan d’eau, le vent, le brouillard, les rapides, les hauts-fonds et les objets submergés ou à fleur d’eau présentent un danger. Le pilote devrait connaître et respecter la capacité de son embarcation et de son moteur, de même que ses propres limites. On devrait utiliser la plus grosse et la plus sûre des embarcations disponibles. Les passagers devraient porter un vêtement de flottaison individuel de bonne qualité lorsqu’ils se déplacent à bord d’une petite embarcation. En plus des équipements exigés par les règlements, les bateaux devraient transporter les pièces de rechange, les outils et les équipements de survie et de premiers secours requis, de même que des tables de marées et des cartes à jour.
Le choix de la méthode d’exploitation d’un gisement de charbon est déterminé par de multiples facteurs: topographie des lieux, configuration du gisement, caractéristiques géologiques des terrains encoffrants, exigences ou contraintes relatives à l’environnement, sans oublier les facteurs prédominants qui sont d’ordre économique: disponibilité, qualité et coût de la main-d’œuvre requise (y compris de cadres qualifiés), installations adéquates pour loger et nourrir les travailleurs et occuper leurs loisirs (surtout si la mine n’est proche d’aucune agglomération), disponibilité des machines et des équipements nécessaires ainsi que de conducteurs qualifiés, etc. Un autre facteur important est le coefficient de recouvrement , c’est-à-dire la quantité de stériles à enlever par rapport à la quantité de charbon qui peut être extraite; plus ce coefficient est élevé, moins l’exploitation sera rentable. Enfin, il faut également tenir compte, surtout dans les exploitations à ciel ouvert, du coût de remise en état du terrain.
Le coût de la sécurité et de la protection de la santé des mineurs devrait être un facteur critique dans la décision d’exploiter ou non un gisement et dans le choix de la méthode d’exploitation. Malheureusement, ce coût n’est pas toujours pris en considération et il arrive même souvent, en particulier dans le cas d’exploitations de petite taille, que des économies soient réalisées dans ce domaine.
Bien qu’il reste toujours des dangers imprévisibles — liés aux forces naturelles davantage qu’aux méthodes d’exploitation —, toute opération minière peut être conduite de façon sûre à condition de pouvoir compter sur l’engagement et la coopération de tous les intéressés.
L’exploitation à ciel ouvert de gisements de charbon peut se faire par diverses méthodes, dont le choix est déterminé par la situation géographique, la topographie et les facteurs environnementaux. Elle exige, dans tous les cas, l’enlèvement préalable des stériles qui recouvrent le gisement. Si l’exploitation à ciel ouvert est de façon générale moins dangereuse que l’exploitation souterraine, elle n’en présente pas moins des risques particuliers qu’il importe de préciser. L’emploi d’engins lourds ne comporte pas seulement des risques d’accidents, il peut aussi exposer les travailleurs aux gaz d’échappement, au bruit et à des produits tels que carburants, lubrifiants et solvants. Les conditions météorologiques peuvent elles aussi poser problème, notamment en cas de fortes précipitations de pluie ou de neige, de verglas, de faible visibilité et de températures extrêmes. Si l’extraction nécessite l’emploi d’explosifs, des précautions spéciales s’imposent pour leur manutention, leur stockage et leur utilisation.
Les stériles de recouvrement et les déchets sont empilés en énormes terrils, ce qui exige des mesures appropriées pour empêcher les éboulements et pour assurer la protection des travailleurs, de la population et de l’environnement.
Il existe diverses méthodes pour l’exploitation des gisements souterrains. Elles ont toutes en commun le creusement de puits et de galeries d’accès au gisement et l’emploi de machines ou d’explosifs pour l’extraction du charbon. Les accidents dans les mines souterraines sont fréquents — toutes les statistiques placent les mines de charbon parmi les lieux de travail les plus dangereux — et le risque de catastrophes est toujours présent dans de telles opérations. Les deux types de catastrophes qui peuvent survenir sont les effondrements imputables à une erreur technique, les explosions et les feux et incendies résultant d’une accumulation de méthane, ou à la présence de poussières de charbon.
Le méthane (ou grisou), très explosible lorsqu’il est mélangé avec l’air dans la proportion de 5 à 15%, est à l’origine de nombreux accidents dans les mines de charbon. Le meilleur moyen d’éviter l’accumulation de méthane est d’assurer un aérage efficace pour contrôler le taux de méthane dans l’air et une ventilation par aspiration pour l’évacuer rapidement du chantier. La concentration de méthane dans l’atmosphère devrait être déterminée de manière continuelle et les opérations interrompues lorsqu’elle atteint 1 à 1,5%; à partir de 2 à 2,5%, il faut impérativement évacuer le personnel.
Responsables de l’anthracose chez les mineurs, les poussières de charbon en suspension dans l’air sont en outre inflammables et explosives. Elles peuvent être contrôlées au moyen de jets d’eau pulvérisée et d’une ventilation par aspiration, et captées par filtration de l’air. On peut aussi les neutraliser par un apport de poussières stériles en quantité suffisante pour rendre inerte le mélange de poussières de charbon et d’air.
Il existe des mines souterraines partout dans le monde, qui témoignent de la multitude de méthodes et de matériels d’exploitation existants. On compte environ 650 mines souterraines dont la production annuelle unitaire dépasse 150 000 tonnes, ce qui représente au total 90% de la production de minerai en Occident. De plus, il y aurait quelque 6 000 mines souterraines produisant moins de 150 000 tonnes de minerai par an. Chaque mine constitue un cas particulier, les installations et les méthodes d’exploitation étant dictées par la nature et les caractéristiques du gisement, la situation géographique, les conditions géologiques ainsi que par des considérations d’ordre économique telles que les marchés existants et les possibilités de financement. Certaines mines sont exploitées de façon continue depuis plus d’un siècle, alors que d’autres viennent tout juste d’être ouvertes.
Les mines sont des lieux de travail dangereux, et la tâche des mineurs est pénible. Ils sont exposés à toutes sortes de risques: éboulements, inondations, explosions, feux et incendies, exposition aux poussières, au bruit, à la chaleur et à d’autres facteurs ambiants néfastes, sans compter les risques d’accidents mécaniques ou électriques. La sécurité et la protection de la santé des mineurs font partie intégrante d’une saine pratique minière et constituent une obligation légale dans la plupart des pays.
Une mine souterraine est en quelque sorte une usine aménagée au sein de la terre en vue d’extraire de la roche en place les minéraux utiles qu’elle renferme. L’accès au gisement et l’abattage du minerai, c’est-à-dire de la roche qui renferme un mélange de minéraux dont au moins un peut être traité pour obtenir un produit commercialisable, s’effectuent par foration et tir à l’explosif. Le minerai est remonté à la surface, où il est traité pour obtenir un concentré riche en valeur marchande.
L’exploitation d’un gisement dans les profondeurs de la terre nécessite des infrastructures spéciales: un réseau de puits et de galeries communiquant avec la surface et permettant la circulation du personnel, le transport du matériel et du minerai. On accède au fond par un puits d’extraction, duquel partent des galeries menant aux chantiers. Les différents niveaux d’exploitation sont reliés par des galeries appelées plans inclinés. Toutes les excavations souterraines doivent être desservies par des systèmes d’aérage (amenée d’air frais et évacuation d’air vicié), d’alimentation en électricité, en eau et en air comprimé, d’exhaure, de roulage et de communications.
La présence d’une mine est matérialisée à la surface par le chevalement édifié à l’aplomb du puits d’extraction. Celui-ci est l’artère principale de circulation empruntée par les mineurs et par laquelle le matériel et les fournitures sont acheminés au fond et le minerai et les stériles ramenés à la surface. Les caractéristiques du puits et de la machinerie d’extraction varient en fonction de la capacité requise, de la profondeur de la mine, etc. Une mine doit toujours avoir au moins deux puits, de façon qu’il y ait une sortie de secours en cas d’urgence.
La circulation dans les puits et l’extraction des matériaux sont assujetties à des règles très strictes. La machinerie d’extraction (molettes, treuil, câbles, freins, etc.) est conçue avec une ample marge de sécurité et fait l’objet de vérifications périodiques. Les parois du puits sont inspectées régulièrement par une personne placée sur la cage d’extraction même. Des boutons d’arrêt placés à chacune des recettes permettent d’actionner le frein d’urgence.
Des barrières ferment l’accès au puits lorsque la cage n’est pas à la recette. Lorsque la cage arrive et qu’elle s’immobilise, un signal commande le déverrouillage de la barrière. Une fois que le personnel est monté dans la cage et que la barrière est refermée, un deuxième signal commande le déverrouillage de la cage pour permettre sa descente ou sa remontée dans le puits. Selon le cas, la manœuvre peut être commandée par un préposé de cage ou par les mineurs eux-mêmes, qui suivent alors les instructions affichées à chaque recette. Les mineurs sont généralement très conscients du danger lié à la circulation dans les puits et les accidents sont rares.
La reconnaissance du gisement doit nécessairement précéder son exploitation. Il faut localiser exactement sa position et en déterminer la configuration tridimensionnelle (longueur, largeur et épaisseur).
L’exploration du massif rocheux se fait par foration au diamant, à partir de la surface ou d’une galerie souterraine. L’outil de foration, une couronne dont le bord d’attaque est garni de diamants, découpe une carotte cylindrique qui est remontée à l’intérieur du train de tiges portant l’outil. Une fois extraite, la carotte est examinée afin de déterminer la puissance et la composition des couches traversées. Des échantillons sont prélevés, puis les parties minéralisées sont découpées et analysées en vue de déterminer leur teneur métallique. La localisation exacte du gisement implique une vaste campagne de forage (voir figure 74.9).
Les travaux préparatoires comprennent toutes les excavations nécessaires à la mise en place des infrastructures de production et pour assurer la continuité des opérations au cours de la phase d’exploitation. Les principaux ouvrages, réalisés par foration, tir à l’explosif et déblocage, sont les puits, les galeries, les plans inclinés et les cheminées verticales ou inclinées.
Le fonçage d’un puits consiste à creuser une cheminée verticale dans le massif rocheux à partir de la surface. Il exige un matériel spécial (chevalement de fonçage, treuil et cuffat d’extraction, benne preneuse, etc.) et une main-d’œuvre expérimentée. Ce travail est généralement confié à un entrepreneur plutôt qu’au personnel de la mine.
L’équipe de fonçage est exposée à plusieurs dangers. Elle travaille au fond d’un puits vertical profond. Le personnel, le matériel et les déblais sont tous transportés dans le même cuffat. Les travailleurs se trouvant au fond ne sont pas protégés contre les chutes de blocs ou autres objets. De toute évidence, il s’agit d’un travail réservé à des personnes expérimentées.
Une galerie est une voie de communication horizontale servant au transport du minerai et des stériles; son percement fait partie des travaux préparatoires courants. Dans les exploitations mécanisées, l’abattage de la roche se fait à l’aide de jumbos de foration à deux bras orientables portant des perforatrices électro-hydrauliques. La section des galeries est généralement de 16 m2, et les trous de mine sont forés à 4 m de profondeur. Les trous de mine sont chargés d’une quantité appropriée d’explosif en vrac — en général du nitrate d’ammonium et fuel-oil (ANFO) —, au moyen d’un chargeur pneumatique spécial. L’amorçage est assuré par des détonateurs non électriques à court retard (Nonel).
Le marinage se fait au moyen de chargeuses à godet d’une capacité d’environ 3 m3 (voir figure 74.10). Les déblais sont évacués et chargés dans des camions. Les plans inclinés sont des galeries reliant deux ou plusieurs niveaux différents. Ils ont une pente comprise entre 1:7 et 1:10 (pente très raide par comparaison à celles des routes ordinaires) et offrent une bonne adhérence aux engins lourds motorisés. Les plans inclinés sont souvent creusés en spirale, en montant ou en descendant, à la manière d’un escalier en colimaçon. Le creusement des plans inclinés fait aussi partie des travaux préparatoires courants; on utilise à cette fin le même matériel que pour le percement des galeries.
Une cheminée, ou montage, est une voie verticale ou très inclinée servant à la circulation du personnel, du matériel, du minerai ou de l’air entre différents niveaux de la mine. Le creusement des cheminées est une tâche difficile et dangereuse, mais indispensable. Les méthodes utilisées vont du creusement manuel, par foration de trous au marteau-perforateur et tir à l’explosif, jusqu’à la foreuse de montage (voir figure 74.11).
Le creusement manuel d’une cheminée est un travail difficile et dangereux qui demande beaucoup d’agilité, de force physique et d’endurance. Il ne peut être confié qu’à des mineurs expérimentés et en parfaite forme physique. En règle générale, la cheminée est divisée en deux compartiments par une cloison de bois. L’un sert de train d’échelle pour accéder au front d’attaque, de passage pour les canalisations d’air, etc. L’autre recueille la roche abattue, qui est utilisée comme plancher de travail pour la foration et le chargement de la volée suivante. La cloison de bois est déplacée au fur et à mesure de l’avancement du front. Il faut, après chaque tir, remonter l’échelle jusqu’au front d’attaque, mettre en place la cloison, forer les trous de mine et les charger. Toutes ces opérations sont exécutées dans un espace exigu et mal aéré, par un mineur seul, puisqu’il n’y a pas de place pour deux. L’industrie cherche des solutions de remplacement moins laborieuses et moins dangereuses au creusement manuel des cheminées.
La plate-forme de montage remplace l’échelle et élimine en grande partie les difficultés du creusement manuel. Il s’agit d’une sorte d’ascenseur qui grimpe dans la cheminée le long d’une crémaillère ancrée dans la roche et qui sert de plancher de travail pour la foration et le chargement des trous de mine. Ce véhicule permet de creuser de très hautes cheminées beaucoup plus sûrement qu’avec la méthode manuelle. Le creusement de cheminées n’en reste pas moins un travail très dangereux.
La foreuse de cheminée ou foreuse de montage est une machine puissante qui disloque et fragmente le massif (voir figure 74.12). Elle travaille à partir du niveau de tête, en forant d’abord un trou pilote d’environ 300 mm de diamètre aboutissant au niveau de base. L’outil de foration est remplacé par un trépan de diamètre égal à celui que doit avoir la cheminée, et la machine est remise en marche inverse, rappelant le trépan qui agrandit en remontant le trou initial pour donner à la cheminée sa dimension finale.
Les soutènements — qu’il s’agisse du toit ou des parements — sont des ouvrages de protection essentiels pour la sécurité du personnel travaillant au fond. Ils sont particulièrement importants dans les mines mécanisées employant des engins montés sur pneumatiques, car la section des galeries est beaucoup plus grande dans ce cas que celle des galeries où circulent des engins sur rails (25 m2 contre 10 m2, en général). A 50 m de hauteur, le toit d’une galerie est bien trop éloigné pour qu’un mineur puisse estimer les risques d’effondrement à l’aide d’une barre de décrottage.
Différentes techniques sont mises en œuvre pour assurer la stabilité du toit et des parements des excavations. Ainsi, dans le creusement à l’explosif, on rapproche les trous de mine des parements et on les charge avec des explosifs de faible brisance, ce qui permet d’obtenir un contour régulier sans ébranler le massif.
Le massif rocheux renferme cependant souvent des fissures qui ne sont pas apparentes à la surface et le risque de chutes de blocs est toujours présent. Le boulonnage du toit permet de réduire ce risque. Il consiste à insérer et à ancrer des tiges d’acier dans des trous préalablement forés. Le boulonnage serre les unes contre les autres les différentes strates du toit, empêche les fissures de se propager, aide à stabiliser le massif rocheux et assure ainsi une plus grande sécurité des ouvrages souterrains.
Le choix de la méthode d’exploitation dépend des dimensions et de la configuration du gisement, de la valeur des minéraux qu’il renferme, de la composition, de la stabilité et de la résistance du massif rocheux et des impératifs de production et de sécurité (parfois conflictuels). Les méthodes d’exploitation minière ont connu une évolution ininterrompue depuis l’Antiquité. Il sera surtout question ici des méthodes mises en œuvre dans les mines partiellement ou entièrement mécanisées dans la dernière partie du XXe siècle. Chaque mine est un cas particulier, mais toutes ont en commun la recherche de la rentabilité et de la sécurité.
Cette méthode s’applique aux formations dont le pendage, nul à modéré, ne dépasse pas 20° (voir figure 74.13). Ces formations sont souvent d’origine sédimentaire. Le toit des galeries peut être boulonné si sa stabilité pose problème. L’exploitation par chambres et piliers est l’une des principales méthodes utilisées dans les mines de charbon souterraines.
L’abattage du minerai se fait par tir de mines horizontales, en avançant sur plusieurs fronts et en formant des vides (chambres) séparés par des piliers de minerai laissés en place pour empêcher le toit de s’effondrer. On obtient ainsi d’ordinaire un quadrillage régulier de chambres et de piliers dont les dimensions relatives représentent un compromis entre deux impératifs: assurer la stabilité du massif rocheux et récupérer la plus grande part possible du minerai. Cela implique une étude approfondie de la résistance des piliers, de la portée de la couche supérieure et d’autres facteurs encore. On utilise couramment des boulons d’ancrage pour augmenter la résistance des piliers. Les chambres servent de voies de roulage pour le transport par camions du minerai vers le silo de stockage.
Le front de taille est attaqué par foration et tir de mines, de la même manière que le front d’attaque lors du percement des galeries. La largeur et la hauteur du front correspondent aux dimensions de la galerie, qui peuvent être assez importantes. Dans les mines de hauteur normale, on utilise des jumbos de foration. Si la couche a moins de 3 m d’épaisseur, on utilise des appareils de foration de plus faible encombrement. Les gisements puissants sont exploités en partant du haut, pour que les travaux de stabilisation du toit puissent être exécutés à une hauteur commode pour les mineurs. Le reste est abattu par tranches horizontales, au moyen de tir de mines horizontales parallèles à la surface libre. Les matériaux abattus sont chargés dans des camions sur le chantier. Habituellement, on utilise pour cette opération des chargeuses et des camions à benne basculante ordinaires. Pour les galeries de faible hauteur, il existe des chargeuses et des camions spéciaux.
L’exploitation par chambres et piliers est une méthode très productive. La sécurité est fonction de la hauteur des chambres et des dispositifs de soutènement mis en place. Le principal danger vient des chutes de blocs et de la circulation du matériel.
L’exploitation par chambres et piliers en gisement pentu concerne les gisements tabulaires à pendage compris entre 15° et 30°, soit une pente trop forte pour les véhicules sur pneus et trop faible pour la chute libre du minerai par gravité.
La méthode traditionnelle d’exploitation des gisements pentus repose sur le travail manuel. Les mineurs forent les trous de mine avec des perforatrices à main, et les matériaux abattus sont déblayés par des racleurs.
Le travail sur ce type de chantier est difficile. Les mineurs doivent escalader les tas de matériaux abattus en portant une perforatrice, les câbles et les poulies du racleur. En plus des risques d’accidents et de chutes de blocs, ils sont exposés au bruit, aux poussières, à un aérage parfois déficient et à la chaleur.
Si le gisement se prête à une exploitation mécanisée, on procède par chambres en gradins de manière à obtenir une surface dont la pente convient aux véhicules sur pneus.
L’exploitation commence par le traçage de chambres horizontales, à partir d’une galerie servant à la fois d’accès et de roulage. Le premier étage horizontal suit le toit. L’étage suivant est tracé un peu plus bas dans la même direction, et ainsi de suite en descendant, de façon à obtenir un découpage en gradins.
Des piliers de minerai sont laissés en place pour supporter le toit. Après avoir tracé complètement deux ou trois chambres contiguës, on passe à l’étage inférieur, en laissant un long pilier de minerai. Des parties de ce pilier peuvent être récupérées ultérieurement, en pratiquant des recoupes et des refentes depuis le chantier situé au-dessous.
Les engins modernes montés sur pneumatiques sont bien adaptés à l’exploitation par gradins. L’abattage peut se faire de façon entièrement mécanique au moyen des matériels mobiles courants. Les matériaux abattus sont évacués par des chargeuses et placés dans des camions pour leur évacuation. Si la chambre n’est pas assez haute pour permettre le chargement des camions, celui-ci peut se faire sur des aires spéciales aménagées dans la voie de roulage.
L’exploitation par chambres-magasins est une méthode d’exploitation classique, sans doute la plus répandue durant la majeure partie du siècle dernier. Elle a été généralement remplacée depuis par des méthodes mécaniques, mais elle se pratique encore dans de nombreuses exploitations de petite taille dans le monde. La méthode s’applique aux gisements de forme régulière et fortement pentus, inclus dans un massif rocheux. Elle ne peut être utilisée que si le minerai n’est pas de nature à s’altérer lorsqu’il est laissé en place après abattage (les minerais sulfurés, par exemple, ont tendance à s’oxyder et à se décomposer lorsqu’ils sont exposés à l’air). L’exploitation par chambres-magasins est caractérisée par le déblocage par gravité, les matériaux abattus tombant directement dans des berlines sur rails via des trémies, ce qui évite le chargement manuel qui est traditionnellement la tâche la plus répandue et la plus fastidieuse du travail de mineur. En effet, jusqu’à l’apparition de la chargeuse à godet sur pneumatiques, dans les années cinquante, il n’existait aucune machine de chargement de fond.
Dans l’exploitation par chambres-magasins, le minerai est enlevé par tranches horizontales en partant du bas. La plus grande partie des matériaux abattus est provisoirement laissée en place et utilisée comme plancher de travail pour la préparation de la volée suivante ou comme soutènement provisoire des parements. Comme la fragmentation augmente le volume de la roche d’environ 60%, quelque 40% des matériaux abattus sont soutirés au fur et à mesure par la voie de base afin de laisser un espace de travail suffisant entre le minerai abattu et le front de taille. Le reste est soutiré après l’abattage de la dernière tranche.
L’exploitation par chambres-magasins n’est pas mécanisable, car il faut travailler sur le minerai abattu et accéder au chantier par des échelles à travers des montages. Les seuls matériels qui conviennent sont ceux qui sont assez légers pour être maniés par un mineur seul. Le marteau-perforateur avec béquille(s) et vérin pneumatique, pesant 45 kg, est l’outil de foration le plus répandu. Debout sur le dessus du tas, le mineur place la mèche, ancre la ou les béquilles au sol, appuie le marteau-perforateur contre la roche et procède à la foration; il s’agit d’un travail pénible.
La méthode par tranches montantes remblayées convient à l’exploitation de gisements fortement pentus inclus dans un massif rocheux dont la stabilité est bonne à moyenne. Le minerai est abattu et déblayé par tranches horizontales prises en montant, le remblai étant mis en place au fur et à mesure. Cette méthode permet de modifier les limites du chantier en cours de progression, afin d’extraire les minéralisations les plus intéressantes, laissant en place celles qui le sont moins.
Une fois l’abattage et le déblocage terminés, les vides sont remblayés de manière à former un plancher de travail pour la foration de la volée suivante et à assurer le soutènement des parements de la chambre.
Les travaux préparatoires à l’exploitation par tranches montantes remblayées dans une mine exploitée sans rails comprennent le creusement au niveau principal d’une galerie de roulage en direction, la pratique d’une saignée à la base du gisement et la mise en place de drains en vue du remblayage hydraulique, le creusement d’un plan en spirale avec accès aux chantiers ainsi que le creusement d’une cheminée à remblai et d’aérage entre le niveau en exploitation et le niveau supérieur.
L’abattage peut se faire par gradins renversés , les vides étant remblayés avec des matériaux secs ou humides. Le minerai est abattu par tranches de 3 à 4 m d’épaisseur, par tir de mines verticales forées en montant, de sorte que la totalité du front peut être forée, puis mise à feu en une seule volée. Les trous montants sont forés au moyen de perforatrices montées sur chariot.
Le tir de mines montantes laisse un toit irrégulier, dont la hauteur après déblocage est d’environ 7 m. Avant que les travailleurs ne soient autorisés à revenir sur le chantier, il faut procéder à un postdécoupage au moyen de tirs de faible intensité pour éliminer les saillies dangereuses, puis détacher les blocs susceptibles de tomber. Cette opération s’effectue au moyen de marteaux-perforateurs à main, les mineurs se tenant sur les tas de matériaux abattus.
L’abattage de front se fait en exploitation sans rails. Les vides sont remblayés avec du sable amené dans la mine par des canalisations en plastique. Les vides sont presque complètement remplis, le sable formant une surface suffisamment dure pour les engins sur pneus. L’exploitation est entièrement mécanisée, avec forage par jumbos et déblocage par chargeuses. Le front de taille est une paroi verticale de 5 m de hauteur, à la base de laquelle on pratique une saignée de 0,5 m pour le dégagement du minerai. Les trous de mine sont forés horizontalement jusqu’à une profondeur de 5 m.
Le volume abattu par volée dépend de la surface du front de taille, mais ne saurait se comparer à celui obtenu avec la méthode des gradins renversés. Cependant, le rendement de l’exploitation mécanisée est largement supérieur à celui de l’exploitation manuelle, et la stabilité du toit est assurée en même temps que l’abattage par le jumbo de foration qui fore simultanément les trous de découpage et les trous d’abattage. La chargeuse, véhicule équipé d’une benne de grande capacité et monté sur pneus larges, est un engin bien adapté au déblocage et au transport sur remblai. Dans une exploitation à double front de taille, le jumbo de foration attaque l’un des fronts tandis que la chargeuse évacue les matériaux abattus à l’autre front, ce qui permet d’optimiser l’utilisation du matériel et d’augmenter la production.
La méthode par sous-niveaux abattus se pratique en chantiers ouverts. Le remblayage consolidé des vides permet la récupération ultérieure des piliers laissés en place, de sorte que l’on obtient un taux très élevé de récupération du minerai.
Les travaux préparatoires en vue de l’abattage par sous-niveaux sont importants et complexes. Le gisement est découpé en panneaux d’environ 100 m de hauteur, dans lesquels sont tracés des sous-niveaux reliés par un plan incliné. Les panneaux sont ensuite subdivisés en chambres et piliers alternants, et une voie de desserte est tracée à la base du gisement que l’on équipe de points de soutirage.
L’abattage par sous-niveaux laisse un vide rectangulaire dans toute l’épaisseur exploitée. La partie inférieure de la chambre est aménagée en forme d’entonnoir, de manière que les matériaux abattus glissent vers les points de soutirage. Des galeries sont creusées dans les niveaux supérieurs pour le passage de l’engin de foration des longs trous verticaux (voir figure 74.14).
La roche fragmentée occupant un espace supérieur à son volume en place, il faut avant de forer les trous de mine pratiquer une rouillure de quelques mètres de largeur pour permettre le foisonnement du minerai. On obtient cette rouillure en agrandissant une cheminée sur toute la hauteur de la chambre.
Commence alors la foration des trous de mine (voir figure 74.15) dans les sous-niveaux, en suivant exactement le schéma établi par les spécialistes, qui précise le nombre, la position, la direction et la profondeur des trous. Tous les trous du premier niveau sont forés avant de passer au niveau supérieur. Pendant la foration au niveau supérieur, les premières mines sont chargées et tirées selon un plan de tir conçu pour abattre en une volée un important volume de roche. Le minerai abattu tombe au fond de la chambre, puis est évacué par les chargeuses aux points de soutirage. En règle générale, la foration des trous de mine se fait préalablement au chargement et au tir, de sorte que le cycle de production puisse se dérouler sans interruption.
L’abattage par sous-niveaux est une méthode d’exploitation productive, en grande partie parce que la foration des longs trous de mine peut être entièrement mécanisée et que l’appareil de foration peut travailler sans interruption. La méthode est aussi relativement sûre, du fait que la foration se fait en galeries, et l’évacuation des matériaux à partir de points de soutirage. Les travailleurs ne sont donc pas exposés aux chutes de blocs.
De même que l’abattage par sous-niveaux et par chambres-magasins, l’exploitation à l’aide de charges concentrées s’applique à des gisements fortement pentus. La technique de tir à l’explosif est cependant différente. Le minerai est abattu avec des charges concentrées d’explosif placées dans des mines verticales de grand diamètre (environ 165 mm) à près de 3 m de la face libre de la roche. L’explosion crée une excavation en forme de cône. Les matériaux abattus demeurent dans la chambre pour la durée de l’exploitation, servant de soutènement aux parois. La stabilité du massif n’est pas une condition aussi incontournable que dans la méthode des sous-niveaux abattus.
Les travaux préparatoires sont pratiquement les mêmes que pour l’abattage par sous-niveaux, mais ils comprennent en outre le creusement d’une galerie au toit et d’une galerie au mur, la première pour permettre la foration, le chargement et le tir de mines en début d’exploitation, et la deuxième pour servir de surface de dégagement du minerai lors du tir et, éventuellement, d’accès à une chargeuse (commandée à distance de l’extérieur de la chambre) pour prendre le minerai abattu aux points de soutirage.
En exploitation rabattante par charges concentrées, les trous de mine, verticaux ou quasi-verticaux, sont généralement disposés suivant un quadrillage de 4 m × 4 m, et les charges sont placées à une distance calculée pour provoquer la formation d’une fracture continue en dessous. Le tir détache une tranche horizontale de minerai d’environ 3 m d’épaisseur. Le minerai abattu tombe dans la chambre inférieure. Une partie seulement du minerai est soutirée, le reste demeurant dans la chambre pour soutenir les parements durant l’exploitation. Après l’abattage de la dernière tranche, qui emporte la galerie supérieure, la chambre est vidée complètement et préparée en vue du remblayage.
Le gisement est souvent exploité par chambres primaires et secondaires. Les chambres primaires sont exploitées les premières, puis remblayées avec un matériau consolidé. Après un temps d’attente approprié, on peut récupérer le minerai des piliers séparant les chambres primaires, en formant les chambres secondaires. Cette méthode, associée au remblayage consolidé, autorise une récupération presque totale des réserves exploitables.
L’exploitation par sous-niveaux foudroyés s’applique aux gisements moyennement à fortement pentus de grande profondeur. Le minerai doit être de nature à pouvoir être fragmenté à l’explosif en blocs maniables. La méthode entraîne l’éboulement du toit et l’affaissement des terrains de couverture (des barrières doivent être mises en place pour interdire l’accès de la mine).
Dans cette méthode, la foration est immédiatement suivie de la fragmentation du massif rocheux aux explosifs. Le minerai et les stériles tombent par gravité au fond de la chambre et sont évacués par des galeries situées sous le niveau exploité. Cette méthode est considérée comme sûre, puisque les mineurs travaillent toujours dans des espaces ayant la dimension d’une galerie.
Les travaux préparatoires sont importants. Des galeries d’accès doivent être tracées dans le gisement à intervalles verticaux assez rapprochés (de 10 à 20 m) et suivant une disposition déterminée. Celle-ci est la même à tous les sous-niveaux, sauf qu’elle est légèrement décalée d’un sous-niveau à l’autre, de sorte que les galeries d’un sous-niveau donné se trouvent entre celles du sous-niveau supérieur. Une coupe verticale montrerait une disposition en losanges, avec un espacement régulier dans le sens horizontal et dans le sens vertical. Bien que les travaux de creusement soient ici importants, il s’agit d’une opération simple qui se prête bien à la mécanisation. Le creusement simultané de plusieurs galeries à différents sous-niveaux implique une utilisation optimale du matériel.
Lorsque la préparation d’un sous-niveau est terminée, de longs trous de mine verticaux sont forés en éventail au plafond des galeries. La foration une fois terminée à ce sous-niveau, l’engin de foration est amené au sous-niveau inférieur.
Le tir de mines fragmente la roche, qui se disloque du toit et tombe verticalement sur le mur du sous-niveau inférieur, en laissant un front droit. Une coupe verticale montrerait des chantiers en escalier, où les travaux à chaque sous-niveau sont en avance d’une opération sur ceux du sous-niveau inférieur.
Les matériaux foudroyés renferment un mélange de minerai et de stériles. Les premiers matériaux évacués par la chargeuse sont constitués exclusivement de minerai. Au fur et à mesure que le déblocage progresse, la proportion de stériles augmente. Lorsque l’opérateur juge qu’elle est trop élevée, il passe au chantier suivant. Pendant ce temps, les boutefeux prépareront la prochaine volée.
Les chargeuses, disponibles en diverses capacités, sont parfaitement adaptées aux travaux de déblocage des sous-niveaux; leur benne une fois remplie, elles transportent les matériaux à quelque 200 m, les déversent dans la cheminée d’évacuation et retournent au chantier pour un nouveau chargement.
Le foudroyage par sous-niveaux est caractérisé par un schéma régulier et des opérations répétitives (creusement de galeries, foration, chargement et bourrage de trous, tir de mines, chargement et transport du minerai) réalisées de façon indépendante. L’exploitation se déroule en continu d’un sous-niveau à l’autre, de sorte que les équipes et le matériel travaillent avec le maximum d’efficacité. En fait, la mine est semblable à une usine organisée en secteurs. La méthode est toutefois moins sélective que les autres et le taux d’extraction du minerai n’est pas des plus élevés. Les matériaux foudroyés contiennent quelque 20 à 40% de stériles, et la perte de minerai peut varier entre 15 et 25%.
Le foudroyage de blocs est une méthode d’exploitation à grande échelle, qui convient aux massifs de grandes dimensions dans chaque direction, d’un volume de l’ordre de 100 millions de tonnes et aptes à la désagrégation (il faut que les tensions internes favorisent la désagrégation de la masse après dépilage d’une tranche de minerai à la base du bloc). On peut extraire, d’une mine exploitée par cette méthode, de 10 à 30 millions de tonnes de minerai par année. Les conditions d’application de la méthode en limitent l’utilisation à quelques gisements dans le monde; elle est utilisée notamment dans quelques mines de cuivre, de fer, de molybdène et de diamant.
Le terme blocs se rapporte au découpage des unités d’exploitation. Le gisement, en effet, est découpé en unités de grandes dimensions, les blocs, qui renferment chacun un volume de minerai représentant plusieurs années de production. Le foudroyage est provoqué en pratiquant une saignée horizontale à la base du bloc. Des forces tectoniques naturelles considérables, semblables à celles qui causent le déplacement des continents, créent dans le massif des tensions qui provoquent la dislocation des blocs en fragments de taille permettant leur passage vers les points de soutirage. Souvent, cependant, les mineurs doivent intervenir pour morceler les fragments trop gros.
L’exploitation par foudroyage de blocs nécessite une planification à long terme et des travaux préparatoires importants, comprenant le traçage d’un réseau complexe de voies sous le bloc à extraire. Les travaux varient d’une mine à une autre, mais comprennent généralement le sous-cavage du bloc, le découpage de la base en entonnoirs, le creusement de cheminées pour la descente du minerai aux points de soutirage, l’installation de cribles pour retenir les fragments trop gros et le chargement dans les berlines.
La base du bloc sous la saignée est découpée en entonnoirs pour conduire le minerai foudroyé vers les cheminées dans lesquelles il descend par gravité au niveau de soutirage; il est repris par des chargeuses et transporté aux cheminées d’évacuation. Les fragments trop gros pour la benne des chargeuses sont morcelés à l’explosif aux points de soutirage; d’autres, moins gros, sont débités sur les cribles. Ceux-ci, constitués d’un grillage de grosses barres parallèles, servent à retenir les fragments de dimension excessive et sont d’un emploi courant dans les mines exploitées par blocs foudroyés; le morcellement se fait de plus en plus souvent par voie hydraulique.
Les excavations pratiquées dans une mine exploitée par blocs foudroyés sont soumises à de fortes pressions du terrain. Aussi les puits et les galeries doivent-ils avoir la plus petite section praticable, ce qui n’élimine pas pour autant la nécessité d’un boulonnage ou d’un gunitage pour assurer l’intégrité du chantier.
Exécuté correctement, le foudroyage de blocs est une méthode peu coûteuse et productive. La difficulté réside dans la prédiction du comportement du massif. De plus, l’envergure des travaux préparatoires crée des délais importants avant le début de la production, délais qui peuvent avoir un effet négatif sur les projections financières des investisseurs.
Les longues tailles conviennent aux gisements en couches de forme régulière, d’épaisseur réduite et de grande extension horizontale (par exemple une veine de charbon, une couche de potasse ou les «reefs», ces bancs de conglomérats aurifères exploités en Afrique du Sud). C’est l’une des principales méthodes utilisées pour l’extraction du charbon. Le minerai est abattu par tranches sur un front se déplaçant parallèlement à lui-même dans la veine. Une allée est maintenue ouverte au front de taille, et on laisse le toit s’ébouler à l’arrière-taille à une distance sûre des mineurs et de leur matériel.
Les travaux préparatoires comprennent le traçage des galeries d’accès aux chantiers et de transport du minerai au puits d’extraction. La couche à exploiter étant d’épaisseur réduite et de grande extension horizontale, il est généralement possible de l’exploiter par un réseau assez simple de galeries. Les galeries de roulage sont tracées dans la couche même. La distance entre deux galeries de roulage voisines détermine la longueur du front de taille.
Le remblayage des chambres vides empêche la roche encaissante de s’effondrer. Il conserve au massif rocheux sa stabilité intrinsèque, ce qui, d’une part, garantit la sécurité des mineurs et, d’autre part, autorise une meilleure exploitation du gisement. Le remblayage est surtout associé à l’exploitation par tranches montantes, mais il se pratique aussi lorsque sont utilisés les sous-niveaux abattus ou l’abattage par charges concentrées.
La méthode traditionnelle consiste à déverser les déblais de traçage dans les chambres vides plutôt que de les remonter à la surface. En exploitation par tranches montantes remblayées, par exemple, la roche stérile est étendue dans la chambre vide au moyen de racleurs ou de bulldozers.
En remblayage hydraulique , on utilise comme remblai les résidus de l’atelier de concentration du minerai, qui sont amenés au fond par des trous forés garnis de plastique. Les résidus sont d’abord déschlammés pour ne retenir que la fraction grossière, soit le sable, qui est véhiculé en suspension dans l’eau, à une concentration d’environ 65% de sable. Un liant hydraulique ajouté à la dernière coulée consolide la surface du remblai, qui forme alors une aire de roulement assez lisse pour permettre la circulation des engins sur pneus.
En abattage par sous-niveaux et en exploitation rabattante par charges concentrées, les chambres vides sont remblayées avec du sable et de la roche. La roche, extraite d’une carrière à proximité de la mine, est concassée et criblée, puis amenée au fond par des cheminées spécialement prévues à cette fin (les cheminées à remblai) et transportée aux chantiers par camions. Pour les chambres primaires, un coulis de ciment et de cendres volantes est projeté sur le remblai avant sa mise en place. Ce liant consolide le remblai, de sorte qu’il forme un pilier artificiel permettant l’exploitation de chambres secondaires. Le remblai de ces chambres n’est généralement pas consolidé, sauf les dernières couches qui servent de surface de roulement pour l’évacuation du minerai.
La mécanisation des mines souterraines progresse partout où les conditions le permettent. Les engins sur pneus à moteur diesel, à quatre roues motrices articulées, sont d’un emploi courant dans les chantiers du fond (voir figure 74.16).
Cet engin est indispensable dans une mine; il est utilisé pour tous les travaux de creusement en massif rocheux. Il comporte des perforatrices hydrauliques montées sur un ou deux bras orientables. Grâce à cet engin, un opérateur travaillant seul peut forer 60 trous de mine de 4 m de profondeur en quelques heures.
Cet engin (voir figure 74.15) fore des trous disposés en éventail dans les galeries d’exploitation, couvrant une grande surface et permettant d’abattre un volume important de minerai. Il est utilisé en abattage par sous-niveaux, en foudroyage de sous-niveaux, en foudroyage de blocs et en exploitation rabattante par charges concentrées. Il est équipé d’une puissante perforatrice hydraulique et d’un carrousel de rallonges, que l’opérateur commande à distance et en sécurité.
Le chargeur de trous de mine est un complément indispensable du jumbo de foration. Il comporte une plate-forme de service à commande hydraulique, un réservoir d’explosif ANFO (nitrate d’ammonium et fioul) sous pression et un flexible de chargement, ce qui permet à l’opérateur de charger une volée en très peu de temps. Des détonateurs Nonel de mise à feu non électrique peuvent être mis en place en même temps, pour régler la chronologie de la mise à feu.
La chargeuse (voir figure 74.10) est un véhicule à usages multiples, utilisé notamment pour l’évacuation du minerai et la manutention des matériaux. Elle existe en diverses dimensions, de sorte que les mineurs peuvent choisir le modèle le plus approprié à la situation ou à la tâche à exécuter. Contrairement aux autres engins à moteur diesel utilisés dans la mine, la chargeuse fonctionne le plus souvent à plein régime durant de longues périodes, et cela sans interruption. C’est ainsi qu’elle produit des quantités importantes de fumées et de gaz d’échappement. Le système d’aérage doit être capable de diluer et d’extraire ces polluants, de manière à satisfaire aux normes de qualité de l’air dans les aires de chargement.
Le minerai est transporté des chantiers d’abattage à une station de culbutage située à proximité du puits d’extraction. Pour le transport sur de plus longues distances, des galeries de roulage spéciales sont aménagées, souvent avec voies ferrées pour le transport par trains de berlines. Le roulage sur rails avec locomotives électriques est plus efficace et moins polluant que les camions diesel; il permet de transporter de plus gros volumes de minerai sur de plus longues distances.
Des chantiers au puits d’extraction, le minerai passe par plusieurs postes où il subit des manutentions diverses.
Le racleur est un engin de déblayage constitué d’un godet traîné sur le sol qui prend les matériaux abattus et les transporte à la cheminée d’évacuation. Le godet est mû par un système de tambours, de câbles et de poulies. Le racleur ne nécessite aucune préparation du plancher; il peut prendre le minerai sur le tas tel qu’il est.
La chargeuse est un véhicule sur pneus à moteur diesel qui transporte une charge correspondant à la capacité de sa benne, du tas à la cheminée d’évacuation.
La cheminée d’évacuation est une voie verticale ou fortement inclinée dans laquelle le minerai descend par gravité. Plusieurs cheminées peuvent être aménagées côte à côte et reliées à la base par une bande transporteuse collectrice, ce qui permet d’acheminer le minerai des niveaux supérieurs vers un unique point de soutirage au niveau de roulage.
La cheminée d’évacuation est fermée à sa base par une trappe. En règle générale, elle débouche juste au-dessus de la galerie de roulage, de sorte qu’à l’ouverture de la trappe le minerai tombe directement dans les berlines.
A proximité du puits d’extraction se trouve une station de culbutage , où les berlines déversent leur charge dans un silo de stockage . La station de culbutage est munie d’une grille qui retient les blocs de dimension excessive. Ceux-ci sont débités aux explosifs ou par pression hydraulique. Un concasseur primaire peut être installé en aval de la grille, pour réduire le calibre des matériaux. A la base du silo à minerai se trouve une trémie doseuse qui assure automatiquement que le volume et le poids de la charge qui sera déversée dans le skip ne dépassent pas la capacité de celui-ci, ni celle du treuil d’extraction. Lorsque le skip , une benne élévatrice, arrive à la recette, le fond de la trémie doseuse s’ouvre pour le remplir. Le skip chargé est remonté à la surface par le treuil d’extraction, où il se vide par ouverture du fond dans une trémie de stockage. La manœuvre du skip peut être commandée automatiquement, l’opération étant surveillée par télévision en circuit fermé.
L’extraction de réserves souterraines de charbon s’est faite d’abord par galeries creusées à flanc de coteau en suivant la veine à partir d’affleurements. Toutefois, des moyens inadéquats pour remonter le charbon à la surface et le risque d’inflammation de poches de méthane en présence de feux nus limitaient la profondeur des premières mines souterraines.
La demande croissante de charbon durant la révolution industrielle a encouragé le développement des techniques de fonçage de puits pour rejoindre des gisements plus profonds. Dès le milieu du XXe siècle, la majeure partie de la production mondiale de charbon provenait de mines souterraines. Au cours des décennies soixante-dix et quatre-vingt, des mines à ciel ouvert ont été ouvertes en grand nombre, dans certains pays en particulier, dont les Etats-Unis, l’Afrique du Sud, l’Australie et l’Inde. Puis les années quatre-vingt-dix ont vu un regain d’intérêt pour l’exploitation souterraine, et de nouvelles mines ont été ouvertes (par exemple dans le Queensland, en Australie) pour exploiter notamment les réserves profondes d’anciennes mines autrefois à ciel ouvert. Au milieu des années quatre-vingt-dix, les mines souterraines comptaient pour 45% dans la production mondiale d’anthracite. Le rapport entre le tonnage extrait à ciel ouvert et celui provenant des chantiers souterrains varie largement d’un pays à un autre; il était de moins de 30% en Australie et en Inde, et de 95% en Chine. Pour des raisons de rentabilité, les gisements de lignite sont rarement exploités en souterrain.
Une mine de charbon souterraine comporte essentiellement trois éléments: des chantiers d’abattage, des moyens pour transporter le charbon de ceux-ci jusqu’au puits d’extraction ou à la descenderie, et des moyens pour le remonter à la surface. La production implique également des travaux préparatoires, c’est-à-dire l’aménagement d’accès aux futurs chantiers; ces travaux constituent la phase la plus dangereuse pour les travailleurs.
La manière la plus simple d’accéder à un gisement de charbon est de suivre ses affleurements. Cette approche est encore largement pratiquée pour l’exploitation de gisements horizontaux ou quasi-horizontaux en terrain escarpé; c’est le cas, par exemple, pour le plateau appalachien au sud de la Virginie-Occidentale, aux Etats-Unis. La méthode d’exploitation mise en œuvre est en soi indifférente; ce qui compte, c’est d’atteindre le gisement par la voie la plus facile et la moins coûteuse possible. L’accès par galeries à flanc de coteau est pratique courante dans les régions où l’extraction repose sur une technologie peu avancée et où le produit de la vente du charbon provenant du creusement de ces galeries sert à financer les travaux préparatoires.
On peut aussi accéder au gisement par une descenderie (ou voie inclinée) ou un puits vertical, le choix étant généralement dicté par la profondeur du gisement: plus il est profond, plus les coûts d’aménagement d’un plan incliné permettant le transport par véhicules ou par convoyeurs sont élevés.
Le fonçage de puits, réalisé par forage descendant à partir de la surface, est une opération longue et coûteuse; il entraîne un délai relativement long avant le début de la production. S’il s’agit d’un gisement profond, comme c’est le cas dans la plupart des pays d’Europe et en Chine, le puits doit souvent traverser une couche aquifère; il est alors nécessaire, pour empêcher les venues d’eau, d’avoir recours à des techniques spéciales, comme la congélation du sol ou le gunitage des parois du puits, suivis de la mise en place d’un cuvelage d’acier ou de béton pour assurer une étanchéité durable.
On construit généralement une descenderie lorsque le gisement est trop profond pour une exploitation à ciel ouvert, mais relativement proche de la surface. Les couches exploitables du gîte de Mpumalanga dans l’est du Transvaal, en Afrique du Sud, par exemple, se trouvent à une profondeur qui ne dépasse pas 150 m; à certains endroits, elles sont exploitées à ciel ouvert, dans d’autres, en souterrain. Dans ce dernier cas, on a souvent recours à une descenderie pour amener le matériel aux chantiers et pour remonter le produit par convoyeurs.
A la différence des galeries d’accès à flanc de coteau, qui sont creusées dans le charbon, les descenderies sont généralement creusées dans le rocher (sauf si le pendage de la veine est constant). Elles sont aménagées suivant une pente régulière, de manière à faciliter la circulation des véhicules et le transport par convoyeurs. L’extraction du charbon par bandes transporteuses installées en des-cenderie, une innovation des années soixante-dix, présente, par rapport à la méthode traditionnelle d’extraction par puits, l’avantage d’une plus grande capacité et d’une plus grande fiabilité.
Les mines de charbon souterraines sont exploitées suivant deux méthodes principales et de nombreuses variantes correspondant aux conditions particulières des chantiers: ce sont la méthode des chambres et piliers et celle des longues tailles. Dans le cas des chambres et piliers, le gisement est quadrillé par des galeries creusées en laissant subsister entre elles, régulièrement disposés, des piliers de charbon de dimensions parfois considérables pour supporter le poids des terrains sus-jacents. La méthode des longues tailles, par contre, permet l’extraction complète de parties importantes du gisement, les vides de l’exploitation étant comblés par éboulement du toit.
L’exploitation par chambres et piliers est la plus ancienne des méthodes utilisées dans les mines souterraines de charbon, et la première à pratiquer le soutènement systématique du toit pour assurer la protection des mineurs. Rendue très productive par la mécanisation, cette méthode intervient dans certains pays pour une part importante de la production totale de charbon extrait en souterrain. Aux Etats-Unis, par exemple, elle représente 60% de la production des mines souterraines de charbon. La taille des exploitations est variable. Certaines mines d’Afrique du Sud exploitent sur plusieurs fronts des couches ayant jusqu’à 6 m d’épaisseur, et leur capacité de production dépasse 10 millions de tonnes par an. A l’autre extrême, un grand nombre de petites mines aux Etats-Unis travaillent sur des veines n’ayant parfois que 1 m d’épaisseur et sont capables de cesser leurs opérations rapidement et de les reprendre tout aussi rapidement en fonction de l’évolution du marché.
En règle générale, la méthode des chambres et piliers s’applique à l’exploitation de couches peu profondes, la pression exercée sur les piliers par les terrains sus-jacents n’étant pas excessivement élevée. Cette méthode comporte, par rapport à celle des longues tailles, deux avantages d’importance: la souplesse et la sécurité. Son principal désavantage réside dans la nécessité d’abandonner une proportion plus ou moins grande du gisement, déterminée par divers facteurs dont l’épaisseur et la profondeur de celui-ci. Des taux d’extraction de 60% sont possibles, atteignant même 90% si les piliers sont récupérés dans une deuxième phase d’extraction.
La méthode des chambres et piliers se pratique avec divers degrés de raffinement technique. On trouve, à côté d’exploitations à forte intensité de main-d’œuvre où presque toutes les étapes de la production, y compris le transport, se font manuellement (extraction au panier), des exploitations où la mécanisation est très poussée. Le charbon peut être abattu par tir à l’explosif ou par des machines d’abattage en continu. Le transport du produit se fait par véhicules ou par convoyeurs à bande. Des boulons et des cadres de bois ou de métal sont utilisés pour soutenir le toit des galeries.
Le mineur continu est une machine comportant une tête d’abattage mécanique du front et un tablier de ramassage des déblais montés sur un châssis chenillé; son poids peut varier entre 50 et 100 tonnes, selon l’usage auquel il est destiné, la puissance installée et la largeur d’abattage requise. Certains mineurs continus sont équipés d’un engin de boulonnage, de sorte que l’abattage et le soutènement sont exécutés simultanément. Le soutènement peut aussi être mis en place à la suite de l’abattage, par une machine de boulonnage.
Les chargeuses peuvent être à alimentation électrique, à accumulateurs ou à moteur diesel, les modèles diesel étant d’une plus grande souplesse d’utilisation. Ces engins, dont la capacité varie en général entre 5 et 20 tonnes, prennent les produits abattus à l’arrière du mineur continu et vont les culbuter dans la trémie de chargement du convoyeur à bande principal situé à proximité. La trémie peut être équipée d’un concasseur pour fragmenter les blocs de charbon ou de roche de trop grandes dimensions qui pourraient obstruer la trémie ou endommager une bande transporteuse.
L’évacuation des produits abattus peut aussi se faire par un convoyeur articulé monté sur chenilles, qui les transporte directement du front à la trémie. Le transport continu par convoyeurs autorise des débits plus élevés et assure une plus grande sécurité pour le personnel que le transport par véhicules; son emploi est, pour ces raisons, en voie de s’étendre au creusement des galeries dans les exploitations par longues tailles.
Les chambres sont creusées sur 6 m de largeur et, normalement, sur toute la hauteur de la veine à exploiter. Les dimensions des piliers sont déterminées par la profondeur de la veine: des piliers carrés de 15 m de côté disposés à 21 m d’entraxe conviendraient pour l’exploitation d’une veine peu puissante située à faible profondeur.
On croit généralement que l’exploitation en longues tailles est apparue au XXe siècle. Il semble qu’elle ait été pratiquée plus de 200 ans auparavant. L’innovation réside plutôt dans la mécanisation de la méthode. De manuelle, elle a commencé à être mécanisée dans les années cinquante, au point de devenir une méthode très productive et à très faible intensité de main-d’œuvre.
Le grand avantage de l’exploitation en longues tailles par rapport à la méthode des chambres et piliers est l’extraction complète du panneau en une seule phase, et la récupération d’une plus grande proportion du gisement. Par contre, cette méthode n’a pas la souplesse de la première et, comme elle impose de lourds investissements initiaux (pouvant dépasser 20 millions de dollars E.-U. dans certains cas), elle ne peut être envisagée que si les réserves exploitables sont importantes et les débouchés assurés.
Dans le passé, il n’était pas rare qu’une mine exploite plusieurs longues tailles simultanément (en Pologne, par exemple, certaines mines en comptent plus de dix). La tendance actuelle est toutefois à la concentration de la production sur des unités plus rentables, de manière à réduire les besoins en main-d’œuvre et l’envergure des travaux préparatoires.
Dans cette méthode, on provoque l’éboulement du toit en arrière-taille au fur et à mesure de la progression du front, les voies principales étant seules maintenues ouvertes par un soutènement. Le toit le long du front de taille est soutenu par des étançons hydrauliques composés de deux ou quatre éléments qui reportent une partie de la charge des terrains sus-jacents dans le massif et les piliers situés de chaque côté du panneau et empêchent l’envahissement du chantier par le foudroyage en arrière-taille. Le charbon est abattu par une haveuse électrique, équipée généralement de deux tambours (fraises) armés de pics; la machine peut pratiquer une saignée de 1,10 m de profondeur à chaque passe. Certaines haveuses comportent un bras portant une chaîne armée de pics. La haveuse se déplace le long du front de taille et charge au fur et à mesure le charbon abattu sur un convoyeur blindé, lequel est poussé contre le front après chaque passe.
A l’extrémité du front de taille, le charbon abattu est transféré sur un convoyeur à bande pour être remonté à la surface. En chantier chassant, le convoyeur doit être allongé au fur et à mesure qu’avance le front; en chantier rabattant, c’est le contraire.
Au cours des quarante dernières années, la longueur des tailles, de même que celle des panneaux (les volumes minéralisés dans lesquels avancent les tailles), a considérablement augmenté. Aux Etats-Unis, la longueur moyenne des tailles est passée de 150 m en 1980 à 227 m en 1993. En Allemagne, elle était de 270 m au milieu des années quatre-vingt-dix et l’on envisage aujourd’hui des tailles de plus de 300 m. Au Royaume-Uni comme en Pologne, les tailles atteignent couramment 300 m de longueur. La longueur des panneaux est en grande partie déterminée par les caractéristiques du terrain, notamment les failles, et par les limites de la concession, mais elle dépasse presque toujours 2,5 km dans des conditions favorables. L’exploitation de panneaux ayant jusqu’à 6,7 km de longueur est à l’étude aux Etats-Unis.
L’exploitation rabattante tend à se généraliser, bien qu’elle impose un investissement initial plus lourd, en raison de la longueur des voies à tracer pour atteindre l’extrême limite des panneaux. Lorsque les conditions le permettent, les voies sont aujourd’hui creusées en couche au moyen de mineurs continus, et le soutènement est réalisé par boulonnage. Cette technique ne peut être utilisée toutefois que si la roche encaissante possède une bonne tenue.
Les statistiques établies par le Bureau international du Travail (BIT, 1994), indiquent que le taux d’accidents mortels dans les mines de charbon varie largement d’un pays à un autre. Ces statistiques ne tiennent toutefois pas compte du niveau de développement technologique des exploitations, ni du nombre de travailleurs employés dans chacun des pays. Il est permis d’affirmer que les conditions se sont généralement améliorées dans les pays industriels.
Les catastrophes minières majeures sont devenues relativement peu fréquentes, en partie à cause des progrès réalisés dans la conception et la pratique et de la mise au point de produits incombustibles pour les travaux du fond, notamment pour les bandes de convoyeurs et les fluides hydrauliques. Néanmoins, le risque d’accidents susceptibles de faire des victimes ou de causer des dommages matériels n’est pas éliminé pour autant. Il se produit encore des explosions dues au grisou ou aux poussières de charbon, et cela en dépit d’une grande amélioration des systèmes d’aérage. Les éboulements demeurent à l’origine de la plupart des accidents graves dans toutes les mines du monde. Les feux et incendies, causés par la combustion spontanée de matériaux ou par des équipements, constituent une source particulière de danger.
Si l’on compare les deux extrêmes, à savoir les exploitations à forte intensité de main-d’œuvre et les exploitations hautement mécanisées, on peut constater une grande différence dans les taux et dans la nature des accidents qui s’y produisent. Les mineurs travaillant dans une petite exploitation non mécanisée sont plus exposés aux chutes de blocs provenant du toit ou des parements. Le risque d’exposition aux poussières et aux gaz inflammables imputable à un aérage insuffisant y est également plus élevé.
Le traçage des chambres en exploitation par chambres et piliers et celui des voies d’accès en exploitation par longues tailles nécessitent un soutènement du toit et des parements. Le type de soutènement mis en œuvre et l’espacement des éléments de soutènement dépendent de divers facteurs, dont l’épaisseur et la profondeur de la veine à exploiter et la tenue des terrains sus-jacents. Une excavation sans soutènement est l’endroit le plus dangereux d’une mine; dans la plupart des pays, la longueur qui peut être creusée en avant du soutènement est fixée de manière très stricte. La phase de dépilage, dans la méthode des chambres et piliers, présente toujours le risque de chute intempestive du toit; elle doit être ordonnancée minutieusement afin de ne pas exposer indûment les travailleurs.
Les tailles modernes très productives occupent une équipe de six à huit mineurs, de sorte que les effectifs exposés sont sensiblement réduits. Les poussières produites par les haveuses constituent l’un des principaux risques. Pour soustraire les opérateurs à ce risque, on pratique parfois l’abattage dans une direction seulement, de manière que les poussières produites soient chassées par le courant d’air du système d’aérage. La chaleur dégagée par les matériels électriques de plus en plus puissants utilisés au fond peut aussi être nocive pour les travailleurs, en particulier à de grandes profondeurs.
La vitesse d’avancement des haveuses le long du front de taille augmente également. On peut s’attendre d’ici peu à des vitesses de l’ordre de 45 m/min. Il est peu probable que les mineurs soient physiquement capables de suivre pendant toute la durée d’un poste de travail des machines travaillant par passes successives sur un front de 300 m de longueur à cette cadence. Aussi, l’accroissement de la vitesse des haveuses est une incitation majeure à une automatisation plus poussée des travaux en taille, pour lesquels les mineurs assumeraient le contrôle plutôt que la marche directe des opérations.
Le déplacement du matériel de taille d’un chantier au suivant présente des risques propres. De nouvelles méthodes ont été mises au point pour réduire le risque de chutes de blocs provenant du toit ou du front de taille pendant cette opération. Toutefois, les matériels utilisés sont extrêmement lourds (le poids d’un soutènement de taille dépasse 20 tonnes, et celui d’une haveuse est considérablement plus élevé); malgré l’emploi de transporteurs construits spécialement, le risque de se blesser en soulevant de lourdes charges ou en se faisant écraser par elles est toujours présent.
Dans une exploitation à ciel ouvert, on vise à enlever un minimum de stériles de recouvrement pour atteindre les volumes minéralisés ayant la plus grande valeur marchande, afin d’obtenir le meilleur rendement possible pour les investissements consentis. Plus la teneur d’un gisement est élevée, plus celui-ci a de valeur. Pour limiter les investissements au minimum et extraire les minéralisations les plus intéressantes, on trace un plan détaillé d’exploitation, prévoyant de façon précise le découpage et l’extraction du minerai. Les gisements étant souvent de forme irrégulière, on procède d’abord à une vaste campagne de sondages pour établir le profil géologique du terrain et déterminer la position et les limites du gisement. L’extension du gisement détermine le périmètre de la mine. Le plan d’une mine à ciel ouvert dépend des caractéristiques géologiques et minéralogiques du terrain. La plupart des mines à ciel ouvert exploitées par fosse ont la forme générale d’un cône, leur forme précise étant toujours dictée par celle du gisement à exploiter. Les fosses sont creusées en gradins concentriques reliés par des pistes aménagées en spirale ou en lacets du bord de la fosse jusqu’au fond. Quelle que soit l’étendue de la mine, le plan prévoit le profil de la fosse, les infrastructures de gestion (par exemple, entrepôts, bureaux, maintenance) et de transport, le matériel d’exploitation, le taux de découverte admissible et le rythme de production visé. Ces deux derniers facteurs déterminent la durée de vie de la mine, qui correspond soit à l’épuisement du gisement, soit à l’atteinte du seuil de rentabilité.
L’échelle des exploitations à ciel ouvert modernes varie des petites exploitations privées, produisant quelques centaines de tonnes de minerai par jour, aux gros complexes industriels exploités par des sociétés d’Etat ou par des multinationales et produisant plus de 1 million de tonnes de minerai par jour. Les exploitations les plus importantes peuvent couvrir une superficie de plusieurs kilomètres carrés.
Les terrains stériles consolidés ou non consolidés qui doivent être enlevés pour mettre à nu le gisement minéralisé constituent la découverte. Il y a avantage à enlever le moins de stériles de recouvrement possible pour atteindre les minéralisations intéressantes, mais lorsque celles-ci gisent à une grande profondeur, il faut se résoudre à enlever un volume de stériles plus important. La plupart des procédés d’enlèvement de morts-terrains sont cycliques et exigent l’interruption des opérations d’extraction (foration, tir et chargement) et d’évacuation (transport), en particulier lorsque le recouvrement est dur et doit être fragmenté aux explosifs. Font exception à cette règle l’exploitation hydraulique par dragage et l’extraction de certains types de matériaux meubles par des pelles mécaniques sur roues. On appelle coefficient de recouvrement le rapport de la quantité de stériles enlevés à la quantité de minerai extrait. Des coefficients de 2:1 à 4:1 ne sont pas rares dans les grandes exploitations. A partir de 6:1, l’exploitation tend à être moins rentable, selon la nature du produit extrait. Les stériles peuvent être utilisés en remblayage, pour la construction des pistes de circulation de la mine, ou être vendus comme remblais.
Ces matériels sont choisis en fonction du plan d’exploitation du gisement. Les facteurs à prendre en compte comprennent: le profil de la fosse et la topographie des terrains environnants, le volume de minerai à extraire, la distance et la vitesse de transport des matériaux depuis les chantiers d’abattage jusqu’aux installations de traitement, et la durée de vie de la mine. La plupart des mines à ciel ouvert modernes sont exploitées au moyen d’installations de foration mobiles, de pelles hydrauliques, de chargeuses, de pelles à benne traînante (draglines) et de camions. L’étendue de la mine dicte la quantité et la capacité du matériel requis pour réaliser le plan d’exploitation. En règle générale, on choisit les plus grandes capacités disponibles afin de réaliser des économies d’échelle, en veillant toutefois à faire correspondre la capacité des engins qui travaillent ensemble. S’il est possible de remplir un gros camion avec une chargeuse de faible capacité, cette association n’est pas efficace. De même, on peut utiliser une pelle de capacité supérieure à celle des camions, mais il faudrait alors accélérer la rotation de ces derniers; cette option ne constitue d’ailleurs pas une utilisation efficace de la pelle, puisque le contenu d’un godet plein doit être déversé dans plus d’un camion. En tentant de surcharger les camions, on risque de compromettre la sécurité sur le chantier. Le matériel doit être choisi en fonction également de la capacité des services de maintenance. La réparation des gros engins se fait souvent à l’endroit même où la défaillance est survenue, en raison de la difficulté d’amener les engins à l’atelier. Dans la mesure du possible, les services de maintenance de la mine seront conçus en fonction du nombre et de la taille des matériels utilisés. Lorsqu’on fait usage de nouveaux engins de plus grande capacité, les infrastructures doivent être modifiées en conséquence. Cela peut vouloir dire élargir et renforcer les pistes de circulation, agrandir et rééquiper les ateliers de maintenance, etc.
L’exploitation par fosse et par découverte sont les deux principales méthodes d’exploitation à ciel ouvert; elles comptent pour plus de 90% dans la production mondiale de surface. Ces deux méthodes se distinguent essentiellement par la disposition dans l’espace des volumes minéralisés et par les moyens mécaniques mis en œuvre pour l’extraction du minerai. En terrain meuble, le procédé est pratiquement continu, l’extraction et l’évacuation s’enchaînant. En roche dure, il est discontinu: la foration des trous de mine et l’abattage aux explosifs se font dans un premier temps, suivis du chargement et de l’évacuation des matériaux abattus. La méthode par découverte s’applique aux gisements stratiformes et peu profonds. Divers matériels peuvent être utilisés: pelles, camions, draglines, pelles mécaniques, racleurs, etc. La méthode est utilisée surtout pour l’exploitation de gisements en roches tendres et elle est particulièrement développée dans les mines de charbon. A l’inverse, l’exploitation par fosse est réservée à l’extraction de minerai encaissé dans des roches dures, disséminé ou en veines profondes. Le minerai est extrait d’ordinaire par pelles et transporté par camions. Plusieurs minerais métallifères sont extraits par cette méthode, notamment les minerais aurifères, argentifères et cuprifères.
Les carrières constituent un type particulier d’exploitation par fosse, intéressant les gisements de roches très denses et bien consolidées. Les matériaux extraits sont fragmentés ou concassés pour produire de la pierre à bâtir ou du granulat, comme dans le cas de la dolomie et de la roche calcaire, ou broyés et combinés avec d’autres substances chimiques pour produire du ciment et de la chaux. Par souci d’économie, les matériaux destinés à la construction sont extraits de carrières situées à proximité de l’ouvrage, de manière à faciliter les transports. La pierre de taille — par exemple la pierre à dalles, le granit, le calcaire, le marbre, le grès et l’ardoise — forme une deuxième catégorie de matériaux destinés à la construction. Les blocs destinés à la taille sont extraits dans les régions possédant les formations minérales recherchées.
Les minéralisations sont souvent trop diffuses ou irrégulières, pas suffisamment étendues ou trop profondes pour être extraites à ciel ouvert; elles doivent alors être exploitées par des méthodes souterraines. Les possibilités des méthodes à ciel ouvert sont limitées par plusieurs facteurs, dont la topographie, l’altitude, la situation géographique, l’éloignement, le climat, la présence ou non d’infrastructures telles que routes et sources d’alimentation en électricité et en eau, la réglementation relative à l’exploitation minière et à la protection de l’environnement, la stabilité des talus, la gestion des stériles de recouvrement, le transport des produits, etc.
La topographie et l’altitude : la topographie et l’altitude sont deux facteurs déterminants dans l’étude de faisabilité et le plan de développement d’un projet minier. En règle générale, un gisement est plus difficile à exploiter à haute altitude et en terrain accidenté. L’exploitation d’un gisement à teneur élevée situé en région montagneuse et difficile d’accès peut être moins rentable que celle d’un minerai à teneur plus faible mais situé en terrain plat. A une altitude plus basse, les conditions climatiques sont généralement moins susceptibles de compliquer l’exploration, la mise en exploitation et la production. La topographie et la situation géographique déterminent le choix de la méthode d’exploitation de même que la rentabilité de la mine.
La décision de mise en exploitation d’une mine est fondée sur les résultats de la reconnaissance du gisement et des études de faisabilité, celles-ci définissant les méthodes applicables à l’extraction et au traitement du minerai à extraire. Les données à connaître pour établir le plan d’exploitation comprennent la configuration et l’étendue du gisement, la teneur en minerai, le volume ou le tonnage total de matériaux à déplacer, y compris les stériles de recouvrement, et d’autres facteurs tels que les caractéristiques hydrologiques de la région, l’accès à une source d’alimentation en eau pour les opérations minières, les sources d’énergie disponibles, l’espace nécessaire au stockage des stériles, les infrastructures de transport, les possibilités de logement (par exemple la proximité d’agglomérations pouvant répondre aux besoins de la main-d’œuvre). Le transport peut exiger des infrastructures diverses: routes, canalisations, aéroports, voies ferrées, voies d’eau et ports, selon les cas.
Les mines à ciel ouvert s’étendent généralement sur une grande surface, et les infrastructures requises n’existent pas toujours. Il faut alors commencer par construire les routes et installer les services et les logements nécessaires. L’ouverture de la fosse se fait en même temps que l’aménagement des installations de traitement: terrils, concasseurs, concentrateurs, fonderies et raffineries, selon le degré d’intégration de la mine. Comme ces opérations nécessitent de lourds investissements, elles peuvent être menées par phases, de manière que les ventes des premiers produits extraits puissent servir à financer les travaux ultérieurs de développement.
La foration mécanique de trous de mine et l’abattage aux explosifs sont les premières étapes de l’extraction dans la plupart des exploitations par fosse et constituent les méthodes les plus courantes pour l’enlèvement des morts-terrains durs. Il existe différents moyens mécaniques permettant de fragmenter la roche, mais le tir de mines demeure la méthode la plus largement pratiquée; en effet, aucun des moyens mécaniques existants ne permet de mettre en œuvre une énergie de fragmentation comparable à celle des explosifs. L’emploi de nitrate d’ammonium est très répandu pour l’abattage de roches dures. Le matériel de foration est choisi en fonction de la nature du minerai à extraire, ainsi que de la vitesse et de la profondeur de foration nécessaires pour atteindre la production quotidienne visée. A titre d’exemple, pour abattre une tranche de minerai de 15 m, on fore à une distance de 15 m de la face de la taille 60 trous ou plus, selon la longueur du front. Cette opération doit se faire suffisamment à l’avance pour permettre la préparation du chantier en vue de l’évacuation des produits abattus.
Dans les mines à ciel ouvert modernes, le chargement s’effectue le plus souvent au moyen de pelles à câbles, de pelles hydrauliques ou de pelles en butte. En fosse, les engins de chargement sont utilisés ensemble avec des camions qu’ils peuvent remplir du contenu de trois à cinq godets. Divers autres facteurs entrent cependant en ligne de compte dans le choix de ces engins. Pour le chargement de blocs anguleux ou en terrain humide, les pelles sur chenilles sont préférables. Par contre, les chargeuses sur pneus, d’un coût bien moindre, conviennent pour le chargement de matériaux de plus faible calibre et faciles à extraire. Ces chargeuses sont très maniables et particulièrement bien adaptées aux opérations exigeant des déplacements rapides et aux opérations de mélange de matériaux. Elles sont souvent utilisées pour reprendre les produits apportés par camions à proximité des concasseurs, les transporter et les déverser dans ces derniers.
Les pelles hydrauliques et les pelles à câbles présentent des avantages et des limites d’utilisation similaires. Les pelles hydrauliques ne sont pas adaptées à l’excavation en roche dure. Les capacités des pelles à câbles sont supérieures à celles des pelles hydrauliques. Les pelles à câbles de grande capacité, pouvant contenir une charge utile de l’ordre de 50 m3 ou davantage, sont donc plus avantageuses dans les mines où la production dépasse 200 000 tonnes par jour. Les pelles hydrauliques, par contre, sont d’une plus grande souplesse d’emploi; la précision et la souplesse de manœuvre du godet permettent en effet de prendre sélectivement des matériaux à la partie supérieure ou à la partie inférieure du front de taille. Cette possibilité de séparer le minerai des stériles aux points de chargement a l’avantage de réduire la quantité de matériaux à transporter aux installations de traitement.
Le transport des produits dans les mines à ciel ouvert se fait généralement à l’aide de camions. Bien souvent, l’utilisation des camions se limite aux transports entre les points de chargement des produits et le point de transfert, qui peut être un concasseur de chantier ou un convoyeur. La souplesse du transport par camions l’a fait préférer au transport par voie ferrée, qui avait eu la faveur jusque dans les années soixante. Toutefois, le coût du transport par camions dans les mines exploitées à ciel ouvert, métallifères ou autres, représente en général plus de 50% des frais d’exploitation de la mine. Ces coûts ont pu être réduits grâce surtout à l’introduction du concassage en fosse et du transport continu par convoyeurs à bande. Les progrès technologiques dont ont bénéficié les camions (moteurs diesel et commandes électriques, par exemple) ont conduit à la construction de véhicules de capacité de plus en plus grande. Plusieurs constructeurs proposent déjà des camions d’une capacité de 240 tonnes, et l’on peut s’attendre à voir dans un avenir prochain des capacités dépassant 310 tonnes. Qui plus est, la technologie de la répartition assistée par ordinateur et de la localisation par satellite permet une utilisation et une répartition plus efficaces des camions.
Les pistes peuvent être à un ou à deux sens de circulation, et la circulation se faire à gauche ou à droite. La circulation à gauche permet au conducteur, surtout dans le cas de très gros camions, de mieux voir la position des pneus sur la piste. La sécurité est également mieux assurée en circulation à gauche, du fait qu’elle évite le risque de collision du côté du conducteur. La pente des pistes de circulation est en général limitée de 8 à 15% sur une longue distance, la pente optimale ne dépassant pas 7 à 8%. Dans les longues rampes, les impératifs de sécurité et de drainage obligent à ménager des tronçons d’au moins 45 m où la pente est inférieure à 2% pour chaque tronçon fortement pentu de 460 m. La construction de banquettes de sûreté (parapets en terre) entre les pistes et le bord des excavations fait partie des saines pratiques des mines à ciel ouvert. On édifie aussi des banquettes médianes sur les pistes à deux sens de circulation. Dans le cas de pistes en lacets, il est utile d’aménager, au bas de longues et fortes pentes, des voies de détresse à pente montante. Des pistes bien tracées et bien construites ont un effet positif sur la productivité, car elles autorisent des vitesses de circulation plus élevées, réduisent les temps d’arrêt nécessaires pour la maintenance et la réparation des véhicules et occasionnent moins de fatigue au volant. Un bon entretien des pistes de circulation réduit les coûts d’exploitation et de réparation ainsi que la consommation de carburant et augmente la durée de vie des pneus.
En conditions optimales, la voie ferrée est la plus avantageuse pour le transport du minerai sur de longues distances. Cependant, pour des raisons pratiques, elle a été supplantée dans bien des mines à ciel ouvert par les camions diesel ou électriques qui offrent, avec les systèmes de transport continu par convoyeur, une plus grande souplesse d’emploi. Le transport ferroviaire admet pour la montée en charge une pente de l’ordre de 0,5%, avec un maximum de 3%. L’acquisition de locomotives et la construction de voies ferrées imposent de très lourds investissements, qui ne peuvent être rentabilisés sur la durée que dans une exploitation à forte production.
Le concassage du minerai en fosse et l’évacuation des produits par un système de transport continu est une pratique apparue au milieu des années cinquante et qui s’est étendue depuis. Par rapport aux méthodes traditionnelles, la mise en place d’un concasseur dans la mine même, associée à un système de transport, a permis d’augmenter la production et de réduire les frais d’exploitation de façon sensible. Les coûts de construction et d’entretien du réseau de pistes sont ainsi réduits, de même que ceux liés au personnel de conduite des véhicules et à la consommation de carburant.
La principale raison d’installer un concasseur en fosse est de permettre l’évacuation des produits par convoyeurs. Les installations de concassage en fosse peuvent être permanentes, amovibles ou mobiles. Dans la plupart des cas, elles sont modulaires, de manière à pouvoir être déplacées pour suivre l’enfoncement de la fosse. Leur déplacement peut s’avérer nécessaire aussi bien tous les ans que tous les dix ans. Le temps requis pour l’opération peut se mesurer en heures, en jours, voire en mois, selon la taille et la complexité de l’installation et la distance de déplacement. Le transport par convoyeurs offre, par rapport au transport par camions, plusieurs avantages: démarrage instantané, fonctionnement automatique et continu, fiabilité élevée, disponibilité pouvant atteindre 90 à 95%, etc. De plus, il n’est pas entravé par les intempéries et il nécessite une main-d’œuvre beaucoup moins nombreuse; l’exploitation et l’entretien d’un parc de camions peuvent en effet exiger jusqu’à dix fois plus de personnel qu’un système de convoyeurs de capacité équivalente. Le transport par convoyeurs peut admettre une pente de 30%, alors que la pente maximale admise pour le transport par camions est généralement de l’ordre de 10%. La tolérance d’une plus forte pente peut se traduire par une réduction du volume de morts-terrains qu’il est nécessaire d’enlever et de la longueur des pistes qu’il faut construire. Par ailleurs, dans les mines de charbon à ciel ouvert, les convoyeurs sont fréquemment couplés à des pelles mécaniques sur roues, ce qui élimine totalement le recours au transport par camions.
La lixiviation, le plus courant des deux procédés d’extraction par mise en solution aqueuse, est employée pour l’extraction de minerais solubles lorsque cette option est plus efficace ou plus économique que les méthodes classiques d’extraction. La lixiviation peut être la méthode principale d’extraction (dans certaines mines d’or et d’argent, par exemple) ou peut compléter les procédés pyrométallurgiques classiques (comme dans le cas de minerais pauvres en oxyde de cuivre). Indépendamment des considérations d’ordre pratique ou économique, toutes les variantes de l’extraction par lixiviation ont en commun deux caractéristiques: 1) le minerai est extrait de façon conventionnelle, puis déposé en tas; et 2) le tas est arrosé avec une solution chimique aqueuse capable d’attaquer de façon sélective le métal recherché pour donner un sel de ce métal, la solution contenant le sel métallique étant ensuite récupérée en vue d’extraire le métal. L’application du procédé de lixiviation est limitée par le volume de minerai à extraire, les propriétés du ou des minéraux recherchés et de la roche encaissante, ainsi que par la superficie disponible pour la mise en tas du minerai et le drainage, la taille du tas conditionnant la rentabilité de l’opération.
La mise en tas du minerai dans une exploitation où la lixiviation est le principal procédé d’extraction est soumise aux mêmes conditions que dans n’importe quelle autre mine à ciel ouvert, à la différence près que le minerai reste en tas au lieu d’être transporté à un atelier de traitement. Dans les mines où se pratiquent à la fois la pyrométallurgie et l’hydrométallurgie, les minerais destinés à l’une et à l’autre de ces méthodes sont entassés séparément. Par exemple, le minerai de sulfure de cuivre est généralement traité par les procédés pyrométallurgiques et acheminé aux installations correspondantes. Par contre, le minerai d’oxyde de cuivre se prête mal à ces procédés; il est donc acheminé au tas destiné à l’extraction par lixiviation. La solution d’attaque, appelée solvant , est déversée sur le tas de minerai; elle dissout et entraîne le métal qu’il renferme à une vitesse prévisible, déterminée par les caractéristiques physiques du tas, la nature et la quantité utilisée, la teneur en métal du minerai et les propriétés du métal à extraire. Les solvants les plus utilisés en exploitation minière par lixiviation sont les solutions alcalines diluées de cyanure de sodium pour l’or, les solutions d’acide sulfurique pour le cuivre, de dioxyde de soufre pour le manganèse et d’acide sulfurique en association avec le sulfate ferrique pour l’uranium. Dans le cas de l’uranium et des sels solubles, la lixiviation est généralement pratiquée sur place, par injection du solvant approprié dans les gisements, sans extraction conventionnelle du minerai. Ce procédé est avantageux pour l’exploitation de minerais pauvres.
Les risques pour la sécurité et la santé liés à la phase d’extraction mécanique du minerai, qui précède l’extraction par lixiviation du métal, sont essentiellement les mêmes que dans les méthodes classiques d’extraction à ciel ouvert, avec toutefois une différence: le minerai non lixiviable doit subir un concassage primaire en fosse avant d’être acheminé par convoyeurs à l’atelier de traitement pyrométallurgique, alors que le minerai lixiviable est en règle générale transporté du chantier au tas par camions. Le personnel affecté à la lixiviation est donc moins exposé au risque de lésions, aux poussières et au bruit provenant du concassage. Les principaux risques dans une mine à ciel ouvert sont liés à la manutention des matériaux, aux glissades, aux chutes, aux machines, aux outils à main, aux engins de transport électriques et aux sources de courant. Cependant, les opérations de lixiviation présentent des dangers propres: risque d’exposition aux produits chimiques lors du transport, de l’application des solvants et des opérations de raffinage chimique ou électrolytique. Les travailleurs peuvent aussi être exposés à des vapeurs acides dans le voisinage des cuves d’électrolyse. Dans le cas de l’uranium, le risque d’exposition aux rayonnements ionisants est présent dans les opérations d’extraction, et encore plus élevé dans les opérations de concentration.
L’abattage hydraulique consiste à extraire au moyen d’un jet d’eau sous pression des matériaux peu ou non consolidés, de manière à former une boue dont peuvent ensuite être extraits les métaux recherchés. Cette méthode convient principalement aux dépôts métalliques et aux conglomérats, bien qu’elle puisse aussi être appliquée à l’exploitation du charbon, du grès et des résidus des ateliers métallurgiques. L’application la plus courante et la mieux connue de l’abattage hydraulique est l’exploitation des placers , où l’on récupère dans les sédiments alluvionnaires (placers) les grains de métaux tels que l’or, le titane, l’argent, l’étain et le tungstène. Le choix de la méthode hydraulique se fait en considérant les éléments ci-après: sources d’eau et de pression, pente du terrain, distance séparant le front de taille et les installations de traitement, degré de consolidation du gisement à exploiter et surface disponible pour la mise en tas des stériles. Comme pour les autres méthodes d’exploitation à ciel ouvert, sa mise en œuvre dépend des caractéristiques du site. L’abattage hydraulique est relativement peu onéreux et d’une grande souplesse d’emploi du fait qu’il fait appel à des matériels simples, robustes et mobiles. Pour ces raisons, il est souvent pratiqué en régions éloignées, où l’existence d’infrastructures n’est pas restrictive.
Dans l’abattage hydraulique, l’eau est à la fois agent d’abattage et de transport des produits. Elle est amenée sous pression au gisement, où des jets puissants désagrègent le gravier et les matériaux non consolidés et les acheminent vers des installations de collecte et de traitement. La pression hydraulique peut être l’effet de la pesanteur de la colonne liquide (c’est le cas dans l’exploitation de matériaux fins très meubles) ou être portée à plusieurs milliers de kilogrammes par centimètre carré (comme dans l’abattage de dépôts non consolidés). On emploie parfois pour l’extraction de matériaux plus compacts des bouteurs, niveleuses ou autres engins mobiles du même genre. Traditionnellement, et aujourd’hui encore dans les petites exploitations, les boues sont collectées par des rigoles et des bassins de faible volume. Les exploitations plus importantes utilisent des pompes, des bassins de captage et de décantation et des installations de séparation. Selon le volume du gisement à exploiter, la commande des lances à eau peut être manuelle, contrôlée à distance ou assistée par ordinateur.
Lorsque le gisement est sous l’eau, on utilise des godets, des draglines ou des jets submergés pour extraire les matériaux meubles: argile, limon, sable, gravier et autres matériaux associés. Ceux-ci sont remontés du fond par voie mécanique ou hydraulique et transportés à une station de lavage sur l’installation flottante d’exploitation ou sur la terre ferme, pour être séparés et épurés.
Les risques liés à l’abattage hydraulique sont différents de ceux des autres méthodes d’exploitation à ciel ouvert. Les opérations de foration, de tir, de transport et de concassage étant très réduites, les principaux risques proviennent des équipements hydrauliques, du déplacement manuel des équipements mobiles, des sources de courant et de pression, de la possibilité d’éboulement du front d’abattage et des opérations d’entretien. Les risques pour la santé proviennent principalement de l’exposition au bruit et aux poussières. En raison de l’utilisation d’eau, le risque d’exposition aux poussières est moins grand que dans les autres méthodes d’exploitation à ciel ouvert.
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L’exploitation des mines à ciel ouvert et des carrières a des effets très visibles sur l’environnement. La dégradation du site, la destruction de la végétation et la disparition de la faune indigène en sont les signes les plus marquants. Les mines à ciel ouvert sont en outre une source fréquente de contamination des eaux de ruissellement et des eaux souterraines, en particulier dans les mines où se pratiquent l’extraction par lixiviation et l’abattage hydraulique. En raison de la vigilance accrue des mouvements écologiques partout dans le monde et de la surveillance aérienne, les sociétés minières ne peuvent plus se livrer à l’exploitation sauvage de gisements et quitter subrepticement le site en fin d’exploitation. Dans la plupart des pays développés, des lois et des règlements ont été adoptés à cet effet, et les organisations internationales encouragent les pays où ces instruments n’existent pas encore à en faire autant. En vertu des dispositions en vigueur, tout projet minier doit comporter un volet de gestion de l’environnement. Il est notamment exigé que l’exploitation minière soit précédée d’études d’impact sur le milieu, qu’un programme de réhabilitation progressive du site minier — prévoyant la remise en état du terrain, le reboisement, le rétablissement de la végétation et la réintroduction de la faune indigène, etc. — soit établi et qu’un programme de contrôle à long terme soit instauré concurremment (Programme des Nations Unies pour l’environnement (PNUE), 1992; Organisation des Nations Unies (ONU) et The German Foundation for International Development, 1992; Environmental Protection Agency (Australia), 1996; International Council on Metals and the Environment (ICME), 1996). Il importe évidemment que ces dispositions ne restent pas lettre morte et ne soient pas qu’une simple déclaration d’intention annexée au dossier soumis pour l’obtention du permis d’exploitation. Les principes fondamentaux de protection de l’environnement devraient être acceptés et mis en pratique par les exploitants, auxquels il incombe de les faire connaître à l’ensemble du personnel. |
Ce qui distingue les mines de charbon des autres mines à ciel ouvert est la nature de la formation et la valeur relativement faible du gisement. Il est souvent nécessaire d’enlever un volume important de stériles sur une vaste étendue pour mettre le gisement à nu (coefficient de recouvrement élevé). C’est pourquoi des techniques et des matériels ont été mis au point spécialement pour l’exploitation à ciel ouvert des gisements de charbon. Il existe des exploitations par draglines qui travaillent sur un front de 30 à 60 m de largeur, en déversant les produits abattus dans des fosses pouvant atteindre 50 km de longueur. Comme ces mines altèrent profondément le paysage, la remise en état du site fait partie intégrante du cycle d’exploitation.
L’extraction à ciel ouvert du charbon se fait à très petite échelle (production inférieure à 1 million de tonnes par année) comme aussi à très grande échelle (plus de 10 millions de tonnes par année). La main-d’œuvre requise dépend du type et de l’extension de la mine, du nombre et de la capacité du matériel requis, ainsi que de la quantité respectivement des morts-terrains à enlever et de charbon à extraire. Les effectifs et la productivité d’une mine sont souvent exprimés par:
Afin de rentabiliser les lourds investissements qu’elles entraînent, on exploite souvent les mines de charbon en continu, c’est-à-dire sept jours par semaine et vingt-quatre heures par jour, ce qui nécessite plusieurs équipes de travail.
Répétitif, le cycle d’exploitation d’une mine de charbon à ciel ouvert peut être résumé sous la forme d’une liste de contrôle. Après une première phase portant sur la reconnaissance géologique du site, le cycle se poursuit tout d’abord par une étude de marché, puis de rentabilité. L’étude devient de plus en plus détaillée au fur et à mesure de l’avancement du projet, entraînant une hausse des coûts. Des études de faisabilité sont effectuées avant toute décision de mise en exploitation. La même liste est utilisée pendant le cycle de production pour élaborer les plans annuels et quinquennaux d’exploitation ou les plans de fermeture de la mine et de remise en état du site.
La planification est un processus continu, et les plans doivent être continuellement mis à jour afin de tenir compte de l’évolution du marché, des progrès technologiques, de la législation et des connaissances acquises en cours d’exploitation.
Les caractéristiques géologiques d’un gisement et des terrains encaissants sont prépondérantes dans le choix des méthodes et des matériels d’exploitation.
Le pendage définit l’angle que forme la veine avec l’horizontale. Plus cet angle est grand, plus la veine sera difficile à exploiter. Le pendage a aussi une incidence sur la stabilité de la mine. Le pendage maximal admis pour une exploitation à la dragline est d’environ 7°.
La résistance du charbon et des terrains encaissants détermine le type de matériel qui peut être utilisé, et la nécessité ou non d’avoir recours à des explosifs. Les engins d’exploitation en continu, comme les pelles mécaniques sur roues, d’usage courant en Europe de l’Est et en Allemagne, conviennent pour l’extraction de matériaux tendres. Toutefois, dans la plupart des cas, la roche est trop résistante pour être enlevée à la pelle ou par un autre engin mécanique sans avoir été préalablement ébranlée aux explosifs.
Le coût de transport du charbon et des stériles augmente avec la profondeur du gisement. A partir d’une certaine profondeur, il devient plus rentable d’exploiter le gisement par des méthodes souterraines.
Bien que l’exploitation de couches aussi minces que 5 cm soit possible, la difficulté et le coût d’extraction augmentent en raison inverse de la puissance , ou épaisseur, de la couche.
En quantité importante, l’eau présente dans la couche de charbon et dans les terrains sus-jacents diminue la stabilité des terrains et doit être évacuée, ce qui augmente les coûts d’exploitation.
L’étendue des réserves exploitables et l’échelle d’exploitation déterminent le choix des matériels utilisés. Les petites mines sont exploitées avec des engins plus petits et relativement plus chers que les grandes mines qui, grâce aux économies d’échelle, ont des coûts d’exploitation moins élevés par unité de production.
Les effets sur l’environnement dépendent du comportement des stériles après leur enlèvement. Certaines terres ont une action acide du fait qu’elles produisent, lorsqu’elles sont exposées à l’air et à l’eau, des effluents acides qui sont nocifs pour l’environnement. Elles exigent donc des mesures de protection particulières.
Tous les facteurs susmentionnés et plusieurs autres entrent en ligne de compte dans le choix de la méthode et du matériel d’exploitation d’une mine de charbon à ciel ouvert.
L’exploitation à ciel ouvert d’un gisement de charbon comporte une série typique d’opérations.
L’enlèvement de la couche arable et sa mise en tas ou sa remise en place dans les zones en cours de restauration est une étape importante de l’exploitation minière, qui vise à réhabiliter complètement un site, ou à le remettre en meilleur état qu’il n’était avant le début des opérations. La couche arable est particulièrement importante puisqu’elle renferme les éléments dont se nourrissent les plantes.
La préparation du sol peut se faire à l’aide d’un bouteur dont la lame est équipée de dents massives servant à défoncer profondément le sol, ou par un tir de mines pour fragmenter les plus gros blocs de roche. Dans les mines où la roche est plutôt tendre, cette étape n’est pas nécessaire, la pelle pouvant extraire les terres directement.
L’enlèvement des stériles consiste à enlever les terrains recouvrant le gisement de charbon et à les transporter au terril. En exploitation par découverte, où les stériles sont déposés sur le front de remblayage, cette opération se fait par déplacement latéral. Dans d’autres cas, le terril peut être situé à plusieurs kilomètres du front d’abattage, en raison de la répartition spatiale du gisement et de l’espace disponible, et les stériles doivent y être transportés par camions ou par convoyeurs.
L’extraction comprend l’abattage du charbon et son transport hors de la fosse. Les opérations qui suivent l’extraction dépendent de la destination ultime du charbon et de la localisation des marchés. Si le charbon est destiné à l’alimentation d’une centrale de la mine, il est pulvérisé et acheminé directement à la chaudière. S’il s’agit d’un charbon de moindre qualité, il peut être transporté à l’installation de lavage où il sera séparé des stériles pour donner un produit de meilleure qualité. Avant d’être mis sur le marché, ce charbon est généralement broyé pour obtenir une granulométrie uniforme, puis mélangé pour obtenir une qualité régulière. Il peut être transporté par camions, par convoyeurs, par trains, par barges ou par bateaux.
La remise en état du site consiste à rétablir le profil du terrain et à en assurer le drainage, à remettre la terre végétale en place et à planter de la végétation, de manière à rendre au site son état d’origine. Les considérations relatives à l’environnement sont multiples et comprennent notamment:
L’impact sur l’environnement d’une exploitation de charbon à ciel ouvert peut être considérable, mais une bonne planification et la mise en œuvre de mesures appropriées à toutes les étapes de l’exploitation peuvent réduire cet impact de manière à satisfaire à toutes les exigences de préservation de l’environnement.
On peut classer les méthodes d’extraction à ciel ouvert du charbon en trois grandes catégories: extraction par pelles et camions; extraction par draglines; et extraction par systèmes axés sur le transport par convoyeurs (par exemple, pelles mécaniques sur roues et concasseurs en fosse). Les mines utilisent souvent ces trois méthodes simultanément. On trouve aussi des techniques d’exploitation spécifiques, comme l’extraction à la tarière ou au mineur continu. Celles-ci ne comptent cependant que pour une faible proportion de la production mondiale de charbon en surface. La dragline et la pelle mécanique sur roues ont été mises au point spécifiquement pour l’extraction à ciel ouvert du charbon, tandis que le tandem pelles et camions est courant dans l’ensemble des industries extractives.
L’exploitation par pelles et camions met en œuvre un excavateur, par exemple une pelle électrique à câbles, une pelle hydraulique ou une chargeuse, qui déverse les stériles de recouvrement dans des camions dont la capacité peut aller de 35 à 220 tonnes. Ces camions transportent les déblais du front d’abattage au front de remblayage, où un bouteur les dispose selon le plan de remise en état du site. Cette méthode, qui se caractérise par sa souplesse, se pratique un peu partout dans le monde.
La dragline est l’un des moyens les plus économiques pour l’enlèvement des morts-terrains. Cependant, sa portée est limitée par la longueur de la flèche, qui est généralement de 100 m. La dragline pivote sur son centre et peut donc déposer les déblais à une distance d’environ 100 m, ce qui conduit à une exploitation en tranches minces.
La principale limite d’utilisation de la dragline tient au fait qu’elle ne peut creuser à guère plus d’une soixantaine de mètres de profondeur. Au-delà, il faut recourir à d’autres moyens, comme les pelles et les camions.
Dans les systèmes à convoyeurs , les déblais sont évacués par convoyeurs plutôt que par camions. Si le recouvrement est assez tendre, il peut être enlevé directement par une pelle mécanique sur roues. Ce procédé est souvent qualifié d’extraction en continu, puisque l’excavateur évacue les stériles et le charbon en une seule opération. Le fonctionnement des draglines et des pelles est au contraire cyclique, et le chargement d’un godet prend de 30 à 60 secondes. Les terrains plus durs sont fragmentés aux explosifs ou concassés en fosse, puis chargés sur le convoyeur à l’aide de pelles en buttes. Les systèmes à convoyeurs conviennent surtout dans les cas où les stériles de recouvrement doivent être transportés sur une assez longue distance ou remontés le long d’une forte pente.
L’exploitation à ciel ouvert des mines de charbon fait appel à des méthodes et à des matériels spécialisés, permettant l’extraction de forts volumes de stériles et de produits sur une grande superficie. La remise en état du site est une étape importante qui fait partie intégrante des travaux.
La plupart des métaux et des autres éléments inorganiques exploités se trouvent combinés sous la forme de minéraux qui constituent l’écorce terrestre. Les forces et les processus qui ont modelé la surface de la Terre ont concentré ces minéraux en quantités très variables. Lorsque la concentration est assez importante pour être exploitée de façon rentable, on parle de minerai et de gisement. Toutefois, même à ces concentrations, les minéraux ont rarement une pureté suffisante pour pouvoir être transformés directement en produits finis. Dans l’ouvrage qu’il a publié sur le traitement des minerais au XVIe siècle, Agricola (1556) [1950] disait déjà que la nature crée généralement les métaux à l’état impur, mélangés avec de la terre, de la roche et des liquides solidifiés et qu’il est nécessaire de séparer autant que possible les minerais de la plupart de ces impuretés avant de les fondre.
Les minéraux utiles doivent donc être d’abord séparés de la gangue, c’est-à-dire des minéraux sans valeur marchande. Les opérations de traitement du minerai ont pour but d’enrichir les minéraux utiles avant d’en extraire les métaux ou de leur faire subir d’autres transformations. On exploite les propriétés spécifiques des minéraux contenus dans le minerai pour les détacher de leur gangue par des procédés physiques qui laissent habituellement intacte leur composition chimique (le traitement du charbon fait l’objet d’un article séparé intitulé «La préparation du charbon»).
La granulométrie du minerai acheminé aux installations de traitement varie selon la nature du minerai et la méthode d’extraction mais, dans tous les cas, les fragments sont de relativement gros calibre. On procède donc à la fragmentation progressive , ou comminution, du minerai, et ce pour deux raisons: l’amener à une granulométrie favorable au mode de traitement choisi, et libérer les minéraux utiles en vue d’une séparation et d’une épuration plus efficaces. La fragmentation est généralement réalisée par concassage en vue de réduire la taille des plus gros fragments; il est suivi d’un broyage dans des cylindres rotatifs pour obtenir un matériau plus fin.
Il n’est pas possible de réduire des morceaux de très gros calibre en éléments fins en une seule opération ou avec une seule machine. Le concassage s’effectue donc par étapes successives dites primaire, secondaire et tertiaire, généralement par voie sèche.
Le concassage primaire fragmente des blocs dont la taille peut atteindre jusqu’à 1,5 m en éléments de 100 à 200 mm, dans des concasseurs à mâchoires ou des concasseurs giratoires.
Dans un concasseur à mâchoires, la chambre de concassage est constituée de deux mâchoires disposées en V dont l’une est fixe et l’autre mobile. Les blocs subissent des écrasements successifs avec l’ouverture et la fermeture répétées des mâchoires et plus bas dans la chambre de concassage après chaque réduction de calibre, pour être finalement évacués.
Un concasseur giratoire est constitué d’un cône lourd en acier dur monté sur un arbre excentrique dans une cuve. Le concassage est obtenu par écrasement entre le cône mobile et la paroi de la cuve. L’appareil est généralement utilisé pour des débits élevés.
Le concassage secondaire réduit le calibre des éléments à 5-20 mm. Divers appareils peuvent être utilisés: concasseurs à cônes, à cylindres, à marteaux, etc. Le concasseur à cônes est une variante du concasseur giratoire, dans laquelle l’arbre est plus court et repose sur des coussinets placés sous la tête de concassage au lieu d’être suspendus dans un étrier. Le concasseur à cylindres est constitué de deux rouleaux horizontaux tournant en sens inverse. Il se produit une seule fragmentation: les morceaux, entraînés par les cylindres, sont écrasés entre eux puis rejetés. Le concasseur à marteaux est un exemple typique de concasseur à percussion; le minerai est brisé par les chocs de marteaux fixés à un rotor tournant à grande vitesse à l’intérieur de la chambre de concassage.
Le broyage, dernière étape de la fragmentation, s’effectue dans des cylindres en acier tournant autour de leur axe, appelés broyeurs, où les éléments sont réduits en fragments de 10 à 300 µm. Des boulets ou barres en acier ou des blocs de minerai (de calibre supérieur aux éléments à broyer et provenant d’un concassage antérieur) sont placés à l’intérieur du cylindre pour écraser le minerai. Lorsque les masses broyantes sont constituées de blocs du minerai lui-même, le broyage est dit autogène . Si la nature du minerai le permet, le broyage autogène peut se faire sans concassage préalable. Le minerai brut est alors introduit directement dans le broyeur, les gros morceaux s’effritant en retombant les uns sur les autres.
En règle générale, le broyeur est chargé de minerai concassé et de corps broyants à un peu moins de la moitié de sa capacité. Les études montrent que le minerai est broyé à la fois par impact et par abrasion. Le cylindre est garni d’un blindage destiné à réduire l’usure et conçu pour empêcher les corps broyants de glisser et pour favoriser leur soulèvement, de manière à augmenter leur force d’impact.
Le minerai doit être broyé à la dimension la plus favorable à la séparation et à la récupération du minéral utile: une fragmentation trop grossière donne une séparation et une récupération incomplètes, tandis qu’une fragmentation trop fine augmente la difficulté de séparation, sans compter qu’elle entraîne une dépense inutile d’énergie coûteuse.
Les produits du concassage et du broyage sont généralement soumis à une séparation granulométrique, dans le but principal d’obtenir des fractions appropriées aux traitements ultérieurs. Les éléments trop gros sont recyclés dans le circuit de fragmentation.
Les cribles sont utilisés surtout pour la séparation de matériaux de calibre relativement important. Ils permettent également de livrer aux traitements ultérieurs un produit à peu près constant en dimensions. Le scalpeur est une grille constituée d’un ensemble de forts barreaux parallèles montés sur un cadre et servant à séparer les très gros blocs. Le trommel est un crible cylindrique incliné tournant autour de son axe. En aboutant un certain nombre de sections à ouvertures différentes, on peut produire simultanément plusieurs fractions granulométriques. Divers autres types de cribles ou combinaisons de cribles que ceux mentionnés peuvent être utilisés.
La classification joue sur la différence de vitesse de déplacement dans un fluide des constituants du matériau à séparer et fait donc intervenir des différences de calibre, de forme et de densité des particules. Des classificateurs sont utilisés pour séparer les parti-cules les plus grossières des plus fines en fractionnant ainsi leur répartition granulométrique. Ils sont fréquemment employés comme dispositifs de contrôle dans les circuits de broyage fermés. Bien que la séparation se fasse surtout selon le calibre des éléments constituants, elle opère également une séparation par type de minerai, ce qui s’explique par la différence de densité.
Dans un classificateur à vis, les sables séparés des particules plus fines sont remontés par une vis sans fin plongeant dans la cuve de sédimentation.
Un hydrocyclone est utilisé pour une séparation efficace des matériaux fins. Il met en œuvre la force centrifuge pour accélérer la sédimentation des particules à séparer. Il se compose d’un cylindre à base tronconique qui reçoit tangentiellement une suspension de la pulpe à épurer, animée d’une grande vitesse. Sous l’influence de la force centrifuge, les grosses particules lourdes, qui sédimentent plus rapidement, se déplacent vers la paroi du cylindre, où la vitesse est la moins élevée, puis descendent à la partie inférieure de l’appareil, tandis que les particules plus petites et moins lourdes se déplacent vers l’axe de l’appareil, où la pression est la moins élevée, puis sont entraînées vers la partie supérieure.
L’enrichissement implique l’identification et la séparation des parties utiles et stériles du minerai, pour obtenir d’un côté un concentré et de l’autre un résidu. On vise la récupération la plus complète possible du minerai utile, dans un concentré dont la teneur se prête aux traitements ultérieurs.
La plus simple et la plus ancienne des méthodes d’enrichissement des minerais est le triage manuel. Les progrès technologiques ont engendré diverses versions électroniques du triage manuel. Dans les méthodes photométriques, le fractionnement est fondé sur la différence de réflectivité des minéraux. Les morceaux à trier sont étalés sur un transporteur mécanique et un jet d’air comprimé sépare ceux qui sont identifiés comme étant à récupérer. De la même manière, la séparation des minéraux peut être fondée sur leur différence de conductivité.
La séparation par liquide dense est basée uniquement sur la différence de densité des minéraux. Elle consiste à placer le minerai dans un milieu liquide de densité intermédiaire entre celles des deux parties à séparer. Le minéral le plus léger flotte, le plus lourd se dépose au fond. Ce procédé est parfois employé en préconcentration des minerais avant le broyage final et intervient fréquemment dans le lavage du charbon.
On fait appel pour certaines applications à des liquides organiques lourds, comme le tétrabromoéthane, dont la densité relative est de 2,96; à l’échelle industrielle, on emploie en général des suspensions de solides fins, qui se comportent comme des fluides newtoniens. Les procédés actuels utilisent notamment la magnétite et le ferrosilicium, des matières qui forment une suspension inerte, stable et de faible viscosité, et qui peuvent facilement être récupérées par des séparateurs magnétiques.
Diverses formations naturelles sont le résultat de processus de séparation, notamment les placers, où l’action des cours d’eau de surface est intervenue pour concentrer les particules minérales lourdes en les séparant des particules plus légères. Les procédés gravimétriques agissent suivant le même principe. La séparation s’opère par le mouvement des particules soumises à la fois à l’action de la pesanteur et à la résistance du liquide dans lequel elles sont en suspension.
Au fil des ans, toutes sortes de séparateurs gravimétriques ont vu le jour; le fait qu’on y recourt encore aujourd’hui tient au faible prix de revient de la méthode.
Dans un bac à pistonnage (jig) , un lit de particules minérales est mis en suspension (fluidisé) dans un courant d’eau alternatif. A chaque cycle, les particules les plus denses descendent vers le fond et, pendant la phase de reflux, les particules fines et en particulier les plus denses poursuivent leur descente en passant entre les grosses particules. Le fractionnement s’affine avec la répétition du cycle.
Les tables à secousses sont utilisées pour traiter des matériaux plus fins que les bacs à pistonnage ne réussissent pas à séparer. Elles sont constituées d’une surface plane légèrement inclinée dans les sens longitudinal et transversal. Des riffles parallèles en bois sont fixés en travers de la table. Le matériau à séparer est introduit au sommet de l’appareil, et les particules sont entraînées par un courant d’eau. La table est animée d’un mouvement cyclique asymétrique dans le plan horizontal. Les particules plus denses sont retenues par les redans des riffles, où elles cheminent sous l’impulsion des secousses de la table.
Tous les minéraux sont sensibles à l’action d’un champ magnétique, mais la plupart le sont trop peu pour que l’effet soit décelable. Cependant, si un minéral possède une susceptibilité magnétique assez marquée, cette propriété peut être exploitée pour le séparer d’autres minéraux. Les séparateurs magnétiques peuvent être classés en appareils à basse ou à haute intensité, travaillant par voie sèche ou par voie humide.
Un séparateur à tambour est constitué d’un tambour rotatif à l’intérieur duquel sont fixés des aimants permanents disposés en polarités alternées. Les particules magnétiques, attirées par les aimants, se collent à la paroi du tambour, puis sont entraînées hors du champ magnétique, où elles sont décollées. Une séparatrice à carrousel à haute intensité en milieu humide est constituée d’une matrice de billes d’acier placée dans une enceinte annulaire tournant entre les pièces polaires d’un puissant électroaimant. La pulpe est introduite dans la matrice au-dessus des pôles de l’électroaimant, et les particules magnétiques sont retenues par les éléments de matrice aimantés, alors que les particules non magnétiques sont entraînées par le courant de pulpe, qui sort de l’appareil à la verticale de l’alimentation. En aval de l’électroaimant, le champ magnétique est inversé et la fraction magnétique est détachée par lavage au jet d’eau.
La séparation électrostatique, anciennement très répandue, a été largement supplantée par la flottation (voir ci-après). Elle demeure cependant utile pour la concentration de quelques minéraux, dont le rutile, qui se prêtent mal aux autres méthodes de séparation, et dont la conductivité favorise ce procédé.
Ce mode de séparation exploite les différences de conductivité électrique entre les minéraux. Le matériau à séparer est introduit à sec dans le champ électrique d’une électrode ionisante, où les particules sont chargées par bombardement ionique. Les particules conductrices s’accrochent rapidement à un rotor relié à la terre auquel elles transmettent leur charge, puis sont décollées de celui-ci par la force centrifuge. Les particules non conductrices perdent leur charge plus lentement, sont retenues sur le conducteur de terre par les forces électrostatiques et sont entraînées vers un point de collecte.
La flottation est un procédé de séparation fondé sur les propriétés physico-chimiques de surface des minéraux.
Des réactifs chimiques appelés collecteurs sont ajoutés à la pulpe et réagissent sélectivement avec les minéraux utiles en rendant les particules hydrophobes (leur surface ne mouille pas), de sorte qu’elles ont tendance à s’attacher à des bulles d’air.
Dans chaque cellule de flottation, de l’air est injecté dans la masse de pulpe qui est brassée par un agitateur. Les particules minérales hydrophobes s’attachent aux bulles d’air, qui remontent et forment, grâce à l’emploi d’un agent moussant approprié, une écume stable à la surface du bain. Cette écume est évacuée de façon continue par débordement, en entraînant sa charge minérale épurée.
Une installation de flottation comporte plusieurs cellules en série pour permettre un épuisement méthodique de la pulpe: un premier concentré est soumis à une deuxième concentration et, si nécessaire, à une troisième, dans des batteries successives de cellules de flottation. Une récupération supplémentaire de minerai utile est parfois prévue dans une quatrième batterie de cellules, le produit étant recyclé en amont avant décharge des résidus.
En règle générale, il est nécessaire de séparer l’eau utilisée dans les différents procédés de séparation du concentré produit ou du résidu stérile. Dans les régions où l’eau n’est pas abondante, cette opération est particulièrement importante car elle permet de recycler l’eau dans le circuit de séparation.
Un bac de décantation est une cuve cylindrique dans laquelle est amenée la pulpe à épaissir. Celle-ci est introduite au centre de la cuve, un peu au-dessous du niveau de remplissage, de manière à troubler le moins possible les solides rassemblés au fond. Le liquide clarifié est recueilli par débordement dans une rigole. Un dispositif de raclage à bras radiaux ramène les solides vers le centre du fond de la cuve, où ils sont soutirés. On peut ajouter des floculants à la suspension pour accélérer la décantation.
La filtration consiste à séparer à l’aide d’un filtre les particules solides dispersées dans l’eau pour former un tourteau (gâteau de concentré) qui peut ensuite être séché avant d’être transporté. On emploie fréquemment à cette fin un filtre continu sous vide, dont le modèle typique est le filtre à tambour, formé d’un cylindre horizontal à double paroi, divisé en compartiments indépendants et revêtu d’un élément filtrant, qui tourne partiellement immergé dans un réservoir alimenté en pulpe. La paroi interne est reliée à une valve située sur l’axe central du tambour qui sert à créer un vide ou une pression. Sous l’action du vide créé dans les compartiments immergés, le liquide traverse la toile sur laquelle se dépose le tourteau. Lorsque le compartiment sort de la pulpe, le vide aspire l’eau restant dans le tourteau. Avant que celui-ci ne replonge dans la pulpe, une pression est appliquée pour provoquer son décollement. Les filtres à disques, constitués d’une série de disques fixés sur un arbre, travaillent suivant le même principe.
Une faible proportion seulement du minerai extrait peut être valorisée. Le reste, soit la gangue, doit être séparé puis éliminé.
Les deux principaux facteurs à prendre en compte dans l’élimination des résidus et des stériles sont la sécurité et le coût. La sécurité concerne à la fois les caractéristiques physiques de la décharge ou du bassin où ils sont déposés et le risque qu’ils peuvent présenter pour la santé et l’environnement. Les stériles doivent être éliminés de la façon la moins coûteuse possible sans que la sécurité ne soit compromise.
Dans la plupart des cas, les stériles sont fractionnés, et la fraction de sable grossier est utilisée pour construire un bassin dans lequel est pompée la boue contenant la fraction fine.
Si les effluents contiennent des matières toxiques, telles que du cyanure, il peut être nécessaire d’aménager le fond du bassin (par exemple, en mettant en place une pellicule de plastique) de manière à empêcher la contamination des eaux souterraines.
Autant que possible, l’eau clarifiée dans le bassin est recyclée. Ce recyclage peut revêtir une importance particulière dans les régions où l’eau n’est pas abondante. De plus en plus, il constitue une exigence de la réglementation visant la protection des eaux de surface et souterraines contre toute pollution chimique.
Une grande partie des concentrés produits est ensuite soumise à un traitement hydrométallurgique. Les métaux sont extraits du minerai par lixiviation ou dissolution avant d’être séparés les uns des autres. On obtient ainsi des solutions concentrées, dont on peut extraire les métaux par précipitation ou par dépôt chimique ou électrolytique.
Beaucoup de minerais ont une teneur trop faible pour qu’une préconcentration soit rentable. D’autre part, les stériles renferment parfois une quantité résiduelle de substances utiles qui, dans certains cas, peuvent être récupérées de façon rentable par lixiviation.
Le principe de la lixiviation des minerais a été découvert à Rio Tinto en Espagne il y a plus de 300 ans. Après une lente percolation à travers des dépôts de minerai pauvre, l’eau se trouvait colorée en bleu par les sels de cuivre dissous, formés lors de l’oxydation du minerai. Le cuivre était extrait de la solution par précipitation sur des ferrailles.
Ce procédé simple est utilisé partout dans le monde pour extraire les substances utiles de minerais pauvres et de stériles à teneur résiduelle en oxydes ou en sulfures. On dépose le matériau en tas, on arrose ce tas avec un solvant approprié (par exemple, une solution acide) et on récupère la solution résultante à la base.
Bien que l’on pratique avantageusement la lixiviation depuis longtemps, ce n’est que récemment que le rôle de certaines bactéries oxydantes dans ce procédé a été mis au jour. Il s’agit de Thiobacillus ferrooxidans , qui oxyde le fer, et de Thiobacillus thiooxidans , qui oxyde le soufre. La première tire son énergie de l’oxydation d’ions ferreux en ions ferriques, la seconde de l’oxydation de sulfures en sulfates, ce qui accélère la solubilisation des métaux sulfurés.
La lixiviation in situ est en fait une variante de la lixiviation en tas. Elle consiste à injecter un solvant approprié dans des mines désaffectées, des galeries effondrées, des gisements épuisés en région éloignée, et même dans des gisements entiers, à la condition qu’ils soient perméables. La lixiviation in situ ne peut être pratiquée que si la formation rocheuse laisse pénétrer le solvant et la quantité d’oxygène nécessaire à la réaction.
La préparation est la transformation du charbon tout-venant en un produit concentré à valeur marchande, de calibre uniforme et de qualité répondant aux exigences de l’utilisateur. L’utilisation finale du charbon vise:
Pour être apte au traitement dans une usine de préparation, le charbon tout-venant est fragmenté à des dimensions acceptables au moyen d’appareils de concassage et de broyage:
Le concassage est parfois effectué après la concentration du charbon, lorsqu’il s’agit de réduire les gros morceaux de charbon à une dimension convenant aux besoins du marché. Cette opération est habituellement réalisée à l’aide de concasseurs à cylindres ou à marteaux. Le broyeur à marteaux est composé de masses entraînées par la rotation de l’ensemble; le charbon est percuté puis projeté sur une plaque fixe, ce qui provoque le broyage.
Le charbon doit être calibré avant et après son enrichissement. Le procédé utilisé diffère selon la grosseur du charbon. A son arrivée à l’installation de traitement, le charbon brut passe à travers trois ou quatre cribles de grosseurs différentes pour ensuite être concentré. Le calibrage est habituellement effectué dans des cribles vibrants rectangulaires munis d’une toile ou d’une tôle perforée. Pour les morceaux de calibre inférieur à 6 mm, le criblage humide est le plus efficace; pour des calibres inférieurs à 0,5 mm, on place un tamis incurvé fixe avant le crible vibrant pour accroître l’efficacité de l’opération.
Après le processus d’enrichissement, le charbon concentré est parfois calibré suivant différentes granulométries satisfaisant aux besoins des marchés industriel et domestique. Le charbon concentré destiné à la production d’énergie (charbon thermique) ou à la sidérurgie (charbon métallurgique) est rarement calibré.
Le charbon est habituellement stocké et mis en dépôt à trois étapes de la chaîne de préparation et de manutention:
C’est généralement après le concassage que le charbon brut est stocké, habituellement à ciel ouvert (en tas de forme conique, circulaire ou allongée), dans des silos (cylindriques) ou dans des abris. Il n’est pas rare que le mélange du charbon soit effectué à cette étape afin de pouvoir fournir un produit homogène à l’usine de préparation. Ce mélange peut s’effectuer simplement en déposant différents types de charbons sur un tas conique, tout comme il peut faire appel à des moyens plus complexes comme l’emploi de chargeurs de mise en stock ou d’engins de reprise à godets.
Le charbon concentré peut être stocké de plusieurs manières, par exemple, en tas à l’extérieur ou en silos. Le système de stockage de charbon concentré est conçu pour permettre le chargement rapide des camions ou des wagons de chemin de fer. Les silos sont habituellement construits au-dessus d’une voie ferrée; des convois pouvant compter jusqu’à 100 wagons de même type avancent lentement au-dessous de la trémie du silo, où ils sont chargés au poids voulu. Grâce au pesage effectué en mouvement, l’opération peut être accomplie en continu.
Les tas des dépôts de charbon comportent des dangers et peuvent être instables. Il devrait être interdit d’y marcher à cause du risque d’effondrement interne et de la possibilité de démarrage sans avertissement d’une opération de reprise. Le déblocage manuel des colmatages de charbon dans les silos ou dans les abris devrait mériter la plus grande attention; en effet, une masse de charbon en apparence stable peut soudainement se mettre en mouvement.
Le charbon brut couvre une gamme de produits allant du charbon pur à la roche, avec des matériaux de densité relative comprise entre 1,30 et 2,5. L’épuration du charbon est réalisée par séparation des matériaux à faible densité relative (produit commercialisable) de ceux à haute densité (résidus). La densité exacte retenue comme critère de séparation dépend de la nature du charbon et des exigences de l’utilisateur. Il est cependant impossible de séparer les fines de charbon suivant les caractéristiques de densité; ainsi, dans le cas d’un brut de 0,5 mm, le critère retenu est la différence entre les propriétés superficielles du charbon et celles de la roche, et la méthode généralement employée est la flottation par la mousse.
Ce procédé repose principalement sur deux méthodes. La première fait intervenir l’eau. En raison des densités différentes du charbon et de la roche, le charbon plus léger est entraîné dans le courant d’eau, et la roche, plus lourde, reste en place. Avec la deuxième méthode, le charbon est immergé dans un liquide de densité comprise entre celle du charbon et celle de la roche; le charbon monte à la surface et la roche, plus lourde, plonge (séparation en milieu dense).
Les différents systèmes utilisant l’eau comme milieu de séparation sont:
La deuxième méthode de séparation par densité est réalisée en milieu dense. Dans un liquide lourd (milieu dense), les particules ayant une densité inférieure à celle du liquide (charbon) flottent à la surface et celles de densité plus forte (roche) plongent au fond. L’application industrielle la plus pratique de cette méthode est une suspension de magnétite finement broyée dans l’eau. L’utilisation de ce milieu présente beaucoup d’avantages, notamment:
Il existe deux catégories de séparateurs en milieu dense: le séparateur à bac avec bain, pour obtenir du charbon grossier d’une granulométrie comprise entre 12 et 75 mm et le séparateur à cyclone, pour un charbon de 0,5 à 5 mm.
Le séparateur à bac peut être en bain profond ou peu profond; les matières légères sont transportées par-dessus la lèvre de l’appareil, tandis que les plus lourdes sont extraites du fond du bac au moyen d’un racleur ou d’une roue à palettes.
Le séparateur à cyclone utilise les effets combinés de la pesanteur et de la force centrifuge. L’accélération centrifuge agissant sur les particules est environ vingt fois supérieure à celle de l’accélération de la pesanteur qui s’exerce sur les particules dans le séparateur à bac, ou encore près de deux cent fois supérieure à l’accélération observée à l’orifice de pointe. Les forces considérables qui s’exercent expliquent le pouvoir séparateur élevé du cyclone et son excellent rendement dans le traitement des fines de charbon.
Les produits évacués des séparateurs à milieu dense, c’est-à-dire du charbon concentré et des résidus, passent au-dessus des grilles d’égouttement et de rinçage où la magnétite est extraite et renvoyée aux séparateurs. La magnétite diluée extraite des grilles de rinçage passe à travers des séparateurs et peut être réutilisée. Les séparateurs magnétiques consistent en des cylindres rotatifs d’acier inoxydable; des aimants enduits de céramique sont posés sur l’arbre fixe du tambour. Celui-ci est immergé dans un réservoir d’acier inoxydable contenant la suspension de magnétite diluée. Lorsque le tambour tourne, la magnétite colle à la surface près des aimants internes fixes. Elle est transportée à l’extérieur de la cuve, hors du champ magnétique; un racleur la détache de la surface du tambour d’où elle tombe ensuite dans un réservoir.
Les installations de préparation du charbon utilisent des jauges à radioéléments ainsi que des analyseurs de flux. Des précautions doivent donc être observées avec tous les appareils qui émettent des rayonnements ionisants.
Ce processus physico-chimique repose sur la fixation sélective de bulles d’air aux surfaces des particules de charbon et sur la non-fixation des particules de résidus. Des réactifs appropriés rendent hydrophobe la surface des solides que l’on veut faire flotter. Les bulles d’air sont générées dans une cuve (ou cellule) et s’élèvent à la surface; les particules de fines de charbon enduites de réactif collent aux bulles, tandis que les résidus non charbonneux restent au fond de la cuve. Des palettes raclent la mousse chargée de charbon de la surface; cette mousse est ensuite asséchée par filtration ou centrifugation. Les résidus (ou stériles) passent dans un conduit d’évacuation de section carrée et sont habituellement épaissis avant d’être pompés vers un bassin de retenue.
Les réactifs employés sont généralement des agents moussants et des collecteurs. Les moussants favorisent la formation d’une mousse stable (qui ne se dégrade pas) et réduit la tension superficielle de l’eau. Pour la concentration du charbon, le moussant le plus fréquemment utilisé est le méthylisobutylcarbinol (MIBC). Quant au collecteur, il a pour fonction de favoriser le contact entre les particules de charbon et les bulles d’air; une fine pellicule se forme sur les particules, rendant celles-ci imperméables. Parallèlement, le collecteur doit agir de façon sélective en n’enduisant pas les particules qui doivent descendre au fond (par exemple, les stériles). Le fioul est le collecteur le plus fréquemment utilisé en flottation du charbon.
Le briquetage du charbon remonte assez loin. Vers la fin des années mille huit cent, on comprimait les fines de charbon sans valeur, aussi appelées menu charbon, en briquettes ou agglomérés de charbon, produits répondant aussi bien aux besoins industriels que domestiques. Pour obtenir une briquette résistante, il fallait employer un liant acceptable, habituellement du goudron de houille ou du bitume de pétrole. Pendant quelques années, la fabrication des briquettes pour le marché domestique a été en perte de vitesse. Néanmoins, certains progrès ont été faits concernant la technologie et les applications.
Il est possible de valoriser les charbons pauvres à haut degré d’humidité en les soumettant au séchage thermique pour éliminer une partie de l’humidité inhérente ou prisonnière. Toutefois, le produit ainsi obtenu est friable; il est de plus susceptible de reprendre son humidité et de subir une combustion spontanée. Le briquetage des charbons pauvres donne un produit stable, facile à transporter. L’agglomération est également employée dans l’industrie de l’anthracite, où les produits de grand calibre ont des prix de vente bien plus élevés.
Les pays à économie émergente fabriquent également des briquettes qui sont utilisées comme combustible pour cuire les aliments dans les zones rurales. La fabrication de briquettes passe habituellement par l’extraction des matières volatiles ou des gaz, avant agglomération, aux fins d’obtention d’un combustible domestique ne dégageant pas de fumée.
La fabrication des briquettes comporte généralement les étapes ci-après:
Le briquetage de la lignite tendre ayant un degré d’humidité de 60 à 70% fait appel à un procédé légèrement différent. Il est fréquent de recourir au briquetage pour valoriser les lignites qui sont donc broyées, tamisées, séchées jusqu’à réduction de leur humidité à 15%, puis pressées par extrusion sans adjonction de liants et compactées. De grandes quantités sont ainsi traitées en Allemagne, en Inde, en Pologne et en Australie, séchées dans des séchoirs à tambour rotatif chauffé à la vapeur et pressées par extrusion. Le charbon comprimé est ensuite coupé, refroidi et transféré sur des transporteurs à courroie vers des wagons de chemin de fer, des camions ou des installations de stockage.
Dans les usines de briquetage, les travailleurs manipulent de grandes quantités de matières très combustibles associées à des mélanges potentiellement explosifs d’air et de poussières de charbon. L’élimination, le captage et le traitement de ces poussières ainsi qu’un bon entretien sont primordiaux pour garantir la sécurité.
L’élimination des déchets est une composante intégrante d’une installation moderne de préparation du charbon. Les résidus grossiers et les fines stériles sous forme de boue doivent être transportés, puis évacués selon des méthodes qui respectent l’environnement.
Les résidus grossiers sont transportés par camions, par convoyeurs à bande ou par blondins vers l’aire d’élimination des matières solides; ils constituent habituellement les parois de l’aire d’entassement des stériles. Ces résidus peuvent également servir de remblai dans la mine à ciel ouvert.
L’industrie a mis en œuvre des méthodes innovatrices et rentables de transport des déchets grossiers; par exemple, les stériles sont broyés puis transportés sous forme de boue pompée vers les bassins de retenue, ou ils peuvent être acheminés par des pompes vers une aire de stockage souterraine.
Le site d’élimination retenu doit présenter la plus petite surface exposée possible, tout en bénéficiant d’une bonne stabilité. Une structure exposée sur tous ses côtés favorise le ruissellement et est plus susceptible d’entraîner la formation de dépôts dans les cours d’eau avoisinants, sans compter le risque plus élevé de combustion spontanée. Pour éviter ces conséquences, on utilisera de plus grandes quantités de matériaux de remblayage, de compactage et d’étanchéité. Le remblayage en vallée est la solution idéale pour éliminer ces matériaux.
Les digues de retenue des déchets issus de la préparation ne sont pas recommandées, à cause des nombreux risques de défaillance dus à l’une ou à l’autre des conditions ci-après:
Les principales techniques permettant de réduire considérablement les risques environnementaux reliés à l’élimination des résidus de charbon sont:
Les stériles (particules fines qui sortent des cellules de flottation) sont habituellement transportés par des conduites jusqu’à une aire de retenue. Toutefois, certaines techniques de retenue sont inacceptables du point de vue de l’environnement; d’autres s’imposent, comme par exemple l’assèchement des stériles dans une presse ou dans une centrifugeuse à grande vitesse, suivi du transport du produit asséché, par bandes transporteuses ou par camions, jusqu’à l’aire de retenue des résidus grossiers.
Dans les bassins de retenue, les stériles se déposent au fond et l’eau clarifiée est pompée vers l’usine pour être réutilisée. Le niveau du bassin permet le stockage temporaire des eaux pluviales, qui sont ensuite épuisées par pompage ou par de petits systèmes de décantation. De temps en temps, il peut être nécessaire d’enlever les sédiments des bassins de retenue afin de prolonger leur durée de vie. La digue de retenue du bassin est habituellement construite avec les résidus grossiers. Des murs de retenue mal conçus ou une liquéfaction des stériles causée par un drainage inefficace risquent de créer des situations dangereuses. Des agents stabilisants, habituellement des produits chimiques à base de calcium, ont déjà été utilisés pour obtenir un effet de cémentation.
Les aires de retenue des résidus évoluent normalement pendant une bonne partie de la durée de vie d’une mine, sous l’influence de conditions qui changent continuellement. Aussi est-il nécessaire de surveiller de près et à intervalles réguliers la stabilité de l’ouvrage de retenue.
Le rôle principal du soutènement est d’assurer la sécurité des excavations pratiquées dans les roches et dans le sol (la consolidation des strates et la stabilisation des talus s’appliquent autant aux mines souterraines qu’aux mines à ciel ouvert). Les travaux de génie civil, comme la réalisation de galeries, de centrales hydroélectriques et l’aménagement de dépôts de déchets radioactifs, font également appel aux techniques de soutènement, que l’on peut définir comme étant l’application pratique de la mécanique des roches aux opérations courantes d’exploitation minière. Le Comité national des Etats-Unis sur la mécanique des roches (US National Committee on Rock Mechanics) propose la définition suivante: «La mécanique des roches s’entend de l’étude théorique et appliquée du comportement mécanique des roches et des masses rocheuses; c’est l’aspect de la mécanique qui s’intéresse à la réaction des milieux rocheux et des masses rocheuses aux champs de forces de leur environnement physique».
Le comportement des masses rocheuses est d’une grande complexité; la mécanique des roches et le soutènement ont fait l’objet d’un grand nombre de travaux de recherche fondamentale et appliquée dans le monde depuis les années cinquante. A maints égards, le soutènement tient plus de l’art que de la science. Il suppose une connaissance de la géologie structurale, des propriétés des roches, des eaux souterraines et des régimes de contrainte des terrains ainsi que de l’interaction de ces paramètres les uns sur les autres. Divers outils et méthodes sont nécessaires, notamment la reconnaissance des sols et l’analyse des propriétés des roches, les mesures destinées à réduire les dommages causés à la masse rocheuse par le tir de mines, sans oublier les techniques de conception, de suivi et d’appui au sol au stade de la mise en œuvre. Les dernières années ont connu une évolution importante dans le domaine de la mécanique des sols et du soutènement: élaboration de techniques empiriques de conception et d’analyse informatisée pour les exploitations minières, utilisation de plus en plus répandue d’une grande diversité d’instruments de surveillance du sol et développement de techniques et d’outils spécialisés en matière de soutènement. De nombreuses entreprises d’exploitation minière ont mis en place une section spéciale composée d’ingénieurs et de techniciens spécialisés dans les méthodes de soutènement.
Comme les excavations souterraines sont plus difficiles à réaliser et à entretenir que les talus de surface, les exploitants de mines souterraines doivent généralement consacrer davantage de ressources et d’activités de conception au soutènement que dans le cas des mines à ciel ouvert et des carrières. Avec les méthodes traditionnelles d’exploitation souterraine, par exemple, la méthode par chambres-magasins et la méthode par tranches montantes remblayées, les mineurs sont directement exposés à des terrains potentiellement instables au voisinage des fronts de taille. Avec les méthodes d’extraction en masse, notamment l’abattage aux explosifs, les mineurs ne pénètrent pas dans le massif de minerai. Au cours des dernières décennies, on a pu observer un mouvement d’abandon des méthodes d’extraction en masse au profit des méthodes sélectives.
La structure rocheuse et les contraintes auxquelles la roche est soumise sont des causes importantes d’instabilité des terrains dans les mines.
Une masse rocheuse est composée de roches cohérentes, de structures rocheuses ou de discontinuités de structure. Les principaux types de structures comprennent des plans de stratification (plans séparant les strates individuelles), des plis (courbes dans la strate rocheuse), des failles (fractures soumises à des mouvements), des veines intrusives (intrusions tabulaires de roche ignées) et des joints (cassures d’origine géologique le long desquelles il n’y a pas eu de déplacement visible). Le comportement mécanique des masses rocheuses subit l’influence des discontinuités de structure ci-après: orientation, espacement, persistance, rugosité, orifices et présence de matériaux de remplissage. Dans une exploitation minière, le programme de soutènement doit comporter la collecte d’informations pertinentes en matière de structure par les ingénieurs et les géologues. Il existe maintenant des logiciels perfectionnés qui permettent d’analyser les données relatives à la structure ainsi que la géométrie et la stabilité des coins dans les mines souterraines et les mines de surface.
Les efforts auxquels la roche est soumise peuvent également être cause d’instabilité dans les mines; une bonne connaissance du comportement des masses rocheuses (contraintes-déformations) est essentielle à la réalisation d’une étude technique sérieuse. Des essais en laboratoire sur des carottes de sondage peuvent fournir des informations utiles sur la résistance et la déformabilité de la roche en place; chaque type de roche présente un comportement différent, allant de la plasticité du sel à l’élasticité, et la friabilité, de beaucoup de roches dures. La fissuration a de grandes conséquences sur la résistance et la déformabilité de l’ensemble du massif rocheux.
Les mines de surface et les carrières présentent des types communs de fissuration des talus rocheux. Les ruptures de blocs par glissement se produisent lorsqu’il y a mouvement le long d’une ou de plusieurs structures de roche (glissement suivant un plan de cisaillement, gradin de plage, coin, coin en gradin ou fissuration de la roche); une rupture de cisaillement en rotation est possible dans un terrain ou dans le talus d’une masse rocheuse friable. Il existe d’autres modes de rupture, notamment la rupture de tête de blocs formés par des structures plongeantes et par arrachement (par exemple, détachement de blocs par l’action du gel-dégel ou de la pluie). Les éboulements importants de talus peuvent être catastrophiques, même si l’instabilité des talus n’est pas nécessairement synonyme d’éboulement du point de vue des opérations. Dans l’exploitation, on se préoccupe avant tout de la stabilité des gradins individuels, vu le risque de rupture très imprévisible et les dommages qui peuvent être causés aux équipements, sans oublier les risques d’accidents de personnes.
L’instabilité des mines souterraines peut être causée par le mouvement et l’effondrement de masses rocheuses dus à une instabilité structurelle, par la rupture de la roche autour d’une ouverture liée à une concentration des contraintes, par une combinaison de ruptures induites par les contraintes, d’instabilité structurelle et d’instabilité créée par les coups de terrain. La structure rocheuse peut influer sur le choix de la méthode d’exploitation souterraine et la conception de l’aménagement des ouvrages, étant donné son rôle dans la définition des portées stables des excavations, des besoins en soutènement et des conditions d’affaissement. En profondeur, la roche est soumise aux contraintes résultant du poids de la couche supérieure et aux contraintes d’origine tectonique; les contraintes horizontales sont souvent plus importantes que les contraintes verticales. Il existe des instruments qui permettent de déterminer les contraintes du massif avant le début de l’exploitation. Lorsqu’une excavation minière est pratiquée, on observe autour de celle-ci une variation du champ de contraintes susceptible de créer un état d’instabilité.
Les mines souterraines en roche dure sont également le théâtre de ruptures variées. A de faibles contraintes, les ruptures sont en grande partie contrôlées du point de vue structurel, des coins ou des blocs se détachant simplement du toit ou des parements. Ces coins ou ces blocs sont formés par le croisement de discontinuités structurelles. Si les coins ou les blocs lâches ne sont pas supportés, l’affaissement se poursuivra jusqu’à la formation d’une voûte naturelle. Dans les dépôts stratifiés, décollements et ruptures de bancs peuvent se produire le long des plans de stratification. A des contraintes élevées, l’affaissement se manifeste par un écaillage fragile et par un décollement de la roche dans le cas de massifs rocheux comportant peu de fissures, ou par une cassure plus ductile dans le cas de masses rocheuses comportant beaucoup de discontinuités.
Phénomène associé à un événement sismique, le coup de terrain cause des dommages soudains ou violents à une excavation. Divers types de mécanismes ont pu être identifiés, notamment la dilatation ou le flambement de la roche causés par des fractures autour de l’excavation, les éboulements de roches induits par les secousses dues au séisme et la projection de roches consécutive à un transfert d’énergie à partir d’une source sismique éloignée. Les éruptions de roches et de gaz sont catastrophiques, entre autres dans les mines de charbon et de sel, par suite des contraintes élevées dans le massif et de la présence de volumes importants de méthane ou de dioxyde de carbone comprimés. Dans les carrières et les mines à ciel ouvert, on a pu observer des cas de flambement et de soulèvement soudains de dalles rocheuses. De nombreuses recherches ont été menées dans plusieurs pays afin d’étudier les causes des éruptions de roches et les moyens possibles de les atténuer ou de les éviter. Parmi les techniques destinées à réduire au minimum les éruptions de roches, on peut ranger la modification de la forme, de l’orientation et de la séquence de l’extraction, la pratique de tirs de détente des contraintes, la mise en place de remblais stables et l’utilisation de systèmes spéciaux de soutènement. Des systèmes perfectionnés, utilisés localement ou à l’échelle de la mine, peuvent contribuer à détecter et à analyser l’activité sismique; malgré ces progrès, la prévision des coups de terrain demeure peu fiable.
Dans la province canadienne de l’Ontario, près du tiers de tous les accidents mortels qui surviennent dans les mines souterraines hautement mécanisées sont le résultat d’éboulements et de coups de terrain; pour la période comprise entre 1986 et 1995, le taux de fréquence de ces accidents était de 0,014 par 200 000 heures de travail au fond. On peut s’attendre à des taux considérablement plus élevés de lésions et d’accidents mortels causés par les éboulements et les coups de terrain dans les mines souterraines moins mécanisées ou dans lesquelles la mise en place d’un soutènement n’est pas généralisée. Enfin, les mines exploitées à ciel ouvert et les carrières offrent, en matière de soutènement, davantage de sécurité que les mines souterraines.
La conception des excavations souterraines nécessite des prises de décisions à caractère technique sur des questions comme l’emplacement, les dimensions et les formes des excavations et des piliers rocheux, la séquence d’exploitation et la mise en œuvre de systèmes de soutènement. En exploitation à ciel ouvert, il importe de choisir un angle de talus optimal pour chaque section de l’excavation, sans pour autant négliger les autres aspects techniques et la stabilisation des talus. La conception d’une mine est un processus dynamique mis à jour et perfectionné au fur et à mesure de l’acquisition d’informations supplémentaires résultant de l’observation et de la surveillance de l’exploitation. Les méthodes de conception généralement employées sont les méthodes empiriques, les méthodes fondées sur l’observation et les méthodes analytiques.
Les méthodes empiriques s’appuient souvent sur la classification des massifs rocheux (plusieurs systèmes du genre ont été mis au point, par exemple, la méthode d’étude des massifs rocheux et l’indice de qualité des galeries creusées dans la roche), que viennent compléter des recommandations techniques fondées sur des pratiques éprouvées. Plusieurs méthodes empiriques ont été appliquées avec succès, entre autres la méthode graphique de stabilité pour l’exploitation par chambres vides (il s’agit d’un procédé d’exploitation dans lequel les vides créés par l’enlèvement du minerai ne sont comblés ni par remblayage ni par foudroyage pendant le cycle d’exploitation).
Les méthodes fondées sur l’observation reposent sur la surveillance des mouvements de terrain durant l’excavation afin de déceler toute instabilité mesurable et sur l’analyse de l’interaction entre le massif et les ouvrages de soutènement. La nouvelle méthode autrichienne de construction des tunnels et la méthode de convergence-confinement sont autant d’exemples de cette approche.
Les méthodes analytiques ont recours à l’analyse des contraintes et des déformations sur le périmètre des excavations. Certaines des premières techniques d’analyse des contraintes faisaient appel à des formules mathématiques ou à la photoélasticité, mais la forme tridimensionnelle complexe de la plupart des excavations souterraines a limité leur application. Plus récemment, plusieurs méthodes numériques informatisées ont été développées. Toutes fournissent les outils nécessaires pour trouver des solutions approchées aux problèmes liés aux contraintes, aux mouvements et aux fissures du massif rocheux au voisinage des zones excavées.
Parmi les perfectionnements récents, il est intéressant de signaler les modèles tridimensionnels, la modélisation des discontinuités structurales et des interactions roches-ouvrages de soutènement ainsi que les interfaces graphiques conviviales. Les modèles numériques, malgré leurs limitations, peuvent fournir une bonne idée du comportement complexe des roches.
Les trois méthodes décrites ci-dessus sont des éléments essentiels d’une approche intégrée pour la conception de l’exploitation souterraine. Les ingénieurs des bureaux d’études doivent être prêts à utiliser une variété d’outils et à réévaluer leur stratégie de conception chaque fois que la quantité et la qualité des données disponibles le justifient.
Le tir à l’explosif en massif rocheux soulève des préoccupations particulières, entre autres pour ce qui est de ses conséquences sur la roche à proximité immédiate d’une excavation. Des tirs mal conçus ou des techniques de foration inappropriées peuvent provoquer des fissures locales intenses et compromettre la cohésion des terrains avoisinants. Des dommages plus importants peuvent être induits par la transmission de l’énergie de l’explosion à des zones éloignées, et donc menacer la stabilité des ouvrages.
Les résultats des tirs sont conditionnés par le type de roche, le régime des contraintes, la géologie structurale et la présence d’eau. Des mesures doivent être prises pour réduire au minimum les dommages causés par les tirs, en choisissant un explosif approprié, en utilisant des techniques de tir périmétrique, par exemple le tir à deux temps (trous parallèles, à intervalles rapprochés, qui serviront à définir le périmètre de l’excavation), en centrant les charges (explosif de diamètre inférieur à celui du trou dans lequel il est placé), en utilisant des détonateurs retard et des trous tampons. La précision des abattages dépend de la géométrie des trous; leur disposition et leur alignement doivent être contrôlés étroitement.
Pour optimiser le plan de tir et empêcher que des dommages ne soient causés au massif rocheux, on contrôle souvent les vibrations engendrées par le tir. Des critères empiriques ont été établis pour l’évaluation des dommages causés par les tirs. La surveillance des tirs est effectuée à l’aide de transducteurs installés au jour ou en fond de trou, de câbles reliés à un système d’amplification et d’un enregistreur numérique. L’élaboration de modèles informatiques a permis d’améliorer les modalités de tir par la prédiction de la fragmentation, du profil des déblais et de la profondeur des fissures au-delà des trous de tir. Les données qui ont contribué à la réalisation de ces modèles informatiques concernent entre autres la géométrie de l’excavation, la géométrie de la foration et du chargement des explosifs, les caractéristiques des explosifs employés et les propriétés dynamiques de la roche.
Le purgeage consiste à abattre les blocs instables du toit et des parois des excavations; l’opération peut être effectuée manuellement à l’aide d’une barre de purgeage en acier ou en aluminium ou au moyen d’une purgeuse mécanique. Lorsqu’il effectue un purgeage à la main, le mineur frappe le toit pour vérifier la solidité de la roche; un bruit creux indique habituellement que le matériau est instable et doit être abattu. Le mineur doit observer des précautions rigoureuses pour éviter d’être blessé pendant cette opération (par exemple, il doit procéder à partir de la zone saine en se dirigeant vers les zones non vérifiées, prendre un bon appui au sol, disposer d’une aire de repli sûre et s’assurer que les blocs tomberont à un endroit approprié). Le purgeage manuel nécessite un effort physique considérable et peut comporter des risques élevés. En Ontario, le tiers des lésions causées par les chutes de blocs surviennent durant le purgeage.
L’utilisation de paniers de repêchage montés sur des bras extensibles et permettant aux mineurs d’effectuer à la main le purgeage de toits élevés occasionne des risques supplémentaires, comme le renversement de la plate-forme de purgeage par des chutes de blocs. Le purgeage mécanique est utilisé aujourd’hui couramment dans beaucoup de grandes exploitations minières. La machine est constituée d’un véhicule portant un bras manœuvrable terminé par un pic qui permet d’assurer la purge mécanique de toits même très hauts.
Le rôle principal du soutènement est de contribuer à la stabilité du massif rocheux. On peut mettre en place des boulons d’ancrage ou un soutènement porteur dans lequel des étançons ou des cadres en acier ou en bois fournissent au massif un support externe. Le soutènement n’est pas très répandu dans les carrières et dans les mines à ciel ouvert, en partie à cause des problèmes de corrosion et des incertitudes quant à la géométrie définitive de l’excavation. Il existe un grand choix de systèmes de boulonnage. Plusieurs facteurs doivent être pris en considération lorsqu’il s’agit de sélectionner un système en particulier, entre autres les conditions du terrain, la durée de vie utile prévue de l’excavation, la facilité d’implantation de l’installation, la disponibilité et le coût.
Les boulons d’ancrage, qui agissent par action mécanique dans des trous forés, consistent en une coquille d’expansion (de modèle différent selon le type de roche), une tige d’acier (filetée ou munie d’une tête forgée) et une plaque d’appui. La coquille d’expansion est généralement composée de lames cannelées en fonte malléable et d’un coin conique fileté installé à une extrémité de la tige. Le serrage de l’écrou à l’intérieur du trou foré force le cône contre les lames qu’il pousse alors contre les parois du trou. Plus la tension du boulon est forte, plus la coquille d’expansion est serrée contre la roche. Les boulons d’ancrage sont de diverses longueurs et sont fournis avec des accessoires variés. En raison de leur coût relativement peu élevé, ce sont les outils les plus utilisés pour les soutènements de courte durée dans les mines souterraines.
Le boulon bétonné est une barre d’armature nervurée implantée dans un trou foré et scellée sur toute sa longueur dans la masse rocheuse, assurant ainsi un renforcement à long terme de cette masse. On emploie plusieurs types de laits de ciment et de résines de polyester pour le scellement des boulons. Le coulis peut être pompé dans le trou ou y être introduit à l’aide de cartouches si l’on recherche une solution à la fois rapide et pratique. Il existe des boulons à bétonner en acier et en fibres de verre de divers diamètres, qui peuvent ou non être mis sous tension.
Le tube à friction consiste le plus souvent en un tube d’acier fendu sur toute sa longueur. Lorsqu’il est enfoncé dans un trou foré légèrement sous-dimensionné, le tube est comprimé et il se développe un frottement entre le tube et la roche. L’efficacité de ce type de boulon repose toutefois sur la foration d’un trou dont le diamètre respecte des tolérances serrées.
Les boulons d’ancrage Swellex sont des tubes à développante, en acier, introduits dans un trou foré et dont l’expansion est assurée par une pression hydraulique fournie par une pompe portative. Ces boulons existent en différentes longueurs et sont de types variés.
L’utilisation de câbles bétonnés est courante pour contrôler les éboulements et stabiliser les toits et les parements des chantiers souterrains. Si le coulis de scellement employé est généralement à base de ciment Portland, la géométrie des câbles et les techniques de mise en place peuvent varier. On utilise également des boulons d’ancrage et des barres d’armature de grande capacité ainsi que d’autres types de dispositifs comme les boulons tubulaires ancrés mécaniquement et pouvant être bétonnés.
On applique fréquemment des bandes ou des treillis de fils soudés en acier sur le toit ou les parements des excavations afin de soutenir la roche entre les boulons.
Les exploitants devraient élaborer un programme de contrôle de la qualité qui pourrait comprendre une série d’essais sur place destinés à vérifier que les mesures de soutènement donnent les résultats escomptés. La mauvaise qualité d’un soutènement peut avoir pour origine: une conception inadéquate (choix incorrect du type, de la longueur ou du modèle de soutènement compte tenu des caractéristiques du massif); des matériaux de soutènement de qualité inférieure (fournis tels quels ou endommagés en cours de manutention ou par les conditions d’entreposage à la mine); des anomalies reliées à la mise en place (matériel défectueux, mise en œuvre à un moment inopportun, préparation inadéquate de la surface rocheuse, formation insuffisante des équipes, inobservation des procédures recommandées); des effets imprévus de l’abattage (variations des contraintes, fissures/effritement induits par les tirs à l’explosif, détente des joints ou coups de terrain); des changements de configuration de la mine (changements de la géométrie des excavations ou durée de vie plus longue que ce qui avait été initialement prévu).
Le comportement des masses rocheuses renforcées ou supportées est encore mal connu. Des règles approximatives ou empiriques fondées sur la classification des roches existent, et des programmes informatiques ont été élaborés. Toutefois, les résultats dépendent fortement des connaissances et de l’expérience des ingénieurs responsables du contrôle des pressions de terrain. Un massif rocheux de bonne qualité, comportant peu de solutions de continuité structurale et de petites ouvertures de durée limitée ne nécessitera que peu ou pas de soutènement. Cependant, il se peut que des boulons d’ancrage soient requis en des points précis pour stabiliser des blocs potentiellement instables. Dans bien des mines, on adopte un plan de boulonnage pour toutes les excavations, c’est-à-dire la pose systématique de boulons d’ancrage dans le toit et les parements selon une grille type. Dans tous les cas, les mineurs et le personnel d’encadrement devraient posséder suffisamment d’expérience pour repérer les endroits qui appellent un soutènement additionnel.
La forme la plus ancienne et la plus simple de soutènement est le poteau de bois; on utilise parfois des étançons et des cadres porteurs en bois pour les opérations en terrain instable. Eléments à forte capacité de charge, les cintres et les cadres métalliques assurent le soutènement des galeries. Dans le cas des mines souterraines, le remblayage constitue un moyen de soutènement supplémentaire important; les remblais peuvent être constitués de roches stériles, de sable ou de résidus de broyage et d’un agent de cimentation; ils sont utilisés pour combler les vides créés par l’abattage. Parmi ses nombreuses fonctions, le remblayage contribue à empêcher les éboulements à grande échelle, joue un rôle de confinement et fournit ainsi la résistance résiduelle nécessaire aux piliers rocheux; il permet le report des contraintes sur le massif rocheux, contribue à réduire l’affaissement en surface, optimise l’extraction du minerai et, selon la méthode d’abattage utilisée, offre un plancher de travail.
Dans bon nombre de mines, on a innové en projetant un laitier de ciment ou du béton très fluide sur les fronts et les parements rocheux. L’opération — le gunitage — peut se faire directement sur la roche sans aucune forme de support ou peut être effectuée par projection sur un grillage et des boulons d’ancrage, faisant ainsi partie d’un système intégré de soutènement. Il est possible de conférer au béton des propriétés particulières par l’inclusion de fibres d’acier ou d’autres adjuvants et en modifiant le dosage des éléments constitutifs. La projection peut être exécutée par voie sèche ou par voie humide. Cette méthode a trouvé de nombreuses applications dans les mines, permettant de stabiliser des parois rocheuses qui, autrement, s’effriteraient. Les mines à ciel ouvert ont également recours avec succès au gunitage pour contrôler des conditions d’effritement progressif. Une innovation plus récente recourt à des machines qui pulvérisent des mélanges à base de polyuréthane.
L’efficacité des systèmes de soutènement en cas de coup de terrain repose sur certaines caractéristiques importantes (déformation et absorption d’énergie, en particulier). Des recherches sont en cours dans plusieurs pays sur les techniques de soutènement en cas de coup de terrain et des recommandations ont été formulées pour la réalisation de nouveaux systèmes.
Dans les petites excavations souterraines, des moyens manuels de soutènement sont couramment mis en œuvre à l’aide d’un marteau perforateur sur affût. Pour les excavations plus importantes, il existe des équipements semi-mécanisés (foration mécanique avec pose manuelle de boulons d’ancrage) et des matériels entièrement mécanisés (foration mécanique et pose de boulons d’ancrage commandée à partir d’un pupitre installé sous un toit boulonné). La mise en place manuelle d’un soutènement est une activité à risque élevé. En Ontario, le tiers de tous les accidents causés par des chutes de blocs durant la période comprise entre 1986 et 1995 se sont produits durant la pose de boulons d’ancrage, et 8% des accidents au fond sont survenus durant cette opération.
Les autres risques associés aux travaux de soutènement comprennent la fatigue, les projections de laitier de ciment ou de résine dans les yeux et les réactions allergiques suite à des déversements de produits chimiques. La mécanisation du boulonnage a toutefois permis de rendre la pose de grandes quantités de boulons moins dangereuse et plus efficace.
Plusieurs motifs peuvent justifier une telle surveillance: collecter les données nécessaires au plan d’exploitation (intéressant notamment la déformabilité du massif rocheux et le champ des contraintes), valider les hypothèses de calcul afin de mettre au point les modèles informatiques et d’ajuster les méthodes d’exploitation pour améliorer la stabilité, évaluer l’efficacité du soutènement existant et la nécessité d’un soutènement additionnel, le cas échéant, et détecter les signes de rupture du massif.
La surveillance peut être effectuée soit visuellement, soit au moyen d’instruments spéciaux. L’inspection des mines à ciel ouvert et des mines souterraines doit être faite avec la plus grande attention, au besoin en utilisant des appareils d’éclairage puissants; les mineurs, les cadres et les géologues ont tous un rôle important à jouer dans les inspections régulières. Les changements structuraux du massif peuvent se manifester par des indications visuelles ou sonores: l’état des carottes prélevées par soudage au diamant, les contacts entre les types de roche, une sonorité creuse, la présence de caractéristiques structurales particulières, la surcharge manifeste des ouvrages de soutènement, le soulèvement du mur, l’apparition de fissures dans les parements ou le toit, la présence d’eaux souterraines, l’effondrement de piliers, etc. Les mineurs se fient souvent à des instruments simples (par exemple, coin de bois enfoncé dans une fissure) pour obtenir une indication visuelle des mouvements du toit.
Etablir et mettre en œuvre un programme de surveillance suppose de définir préalablement l’objectif de ce programme ainsi que les paramètres à contrôler, de déterminer le degré requis de précision des mesures, de sélectionner et d’installer l’équipement, de déterminer la fréquence des observations et la forme de présentation des données recueillies. L’installation du matériel de surveillance devrait être confiée à des personnes expérimentées. Pour le choix des appareils, on accordera davantage d’importance à des critères comme la simplicité, la redondance et la fiabilité. Il faudra déterminer ce qui constitue une menace à la sécurité ou à la stabilité, et établir des plans d’urgence en cas de dépassement des seuils de danger fixés.
Le matériel de surveillance comprend d’ordinaire des capteurs réagissant aux variations des paramètres surveillés, un système qui transmet les indications des capteurs à un panneau d’affichage (par des moyens mécaniques, électriques, hydrauliques ou de télémesure), des instruments d’affichage ou de lecture (par exemple, jauges à cadran, manomètres, systèmes d’enregistrement multi-paramétrique ou affichages numériques), et un système d’enregistrement/traitement (par exemple, enregistreur sur bande, consignateur de données ou micro-ordinateur).
Les différents instruments de surveillance peuvent être classés comme suit selon leur mode de fonctionnement:
Les paramètres les plus fréquemment contrôlés comprennent les mouvements de terrain au moyen de levés topographiques, de dispositifs installés en surface (fissuromètres, extensomètres, inclinomètres), les contraintes du massif rocheux (en valeur absolue ou selon leurs variations), les charges, déformations et contraintes des ouvrages de soutènement, et les phénomènes sismiques ainsi que les vibrations provoquées par le tir de mines.
L’aérage a pour objectif principal de fournir une quantité d’air suffisante à tous les chantiers souterrains et de diluer à un niveau acceptable les polluants qui ne peuvent être éliminés autrement. Si la profondeur d’un chantier rend sa température trop élevée, on a recours à des systèmes de refroidissement mécaniques pour renforcer les effets bénéfiques de l’aérage.
La composition de l’enveloppe gazeuse qui entoure la Terre varie de moins de 0,01% d’un endroit à l’autre. On s’accorde généralement à établir comme suit la composition de l’air sec: 78,09% d’azote, 20,95% d’oxygène, 0,93% d’argon et 0,03% de dioxyde de carbone. On trouve également dans l’air de la vapeur d’eau en quantité variable suivant la température et la pression atmosphériques ambiantes et la présence de surfaces liquides. La circulation d’air dans la mine peut modifier de façon substantielle la concentration de vapeur d’eau; cette grandeur est l’objet de la psychrométrie. Pour établir l’état d’un mélange de vapeur d’eau et d’air sec à un endroit donné, il faut connaître trois variables indépendantes qui sont toutes mesurables: la pression barométrique, la température sèche (thermomètre sec) et la température humide (thermomètre humide).
Les polluants dont les taux de concentration peuvent être diminués par dilution sont principalement des gaz et des poussières, bien que les rayonnements ionisants associés au radon présent naturellement dans les mines puissent poser problème, en particulier dans les mines d’uranium là où le rayonnement ionisant naturel est élevé. Le débit d’air nécessaire pour diluer les polluants est fonction à la fois de leur concentration et de l’efficacité d’autres mesures comme celles qui consistent à pulvériser de l’eau pour lutter contre les poussières ou à utiliser des systèmes de captage du grisou dans les mines de charbon. Le débit d’air minimal requis est calculé pour le polluant qui nécessite le taux de dilution le plus élevé, compte tenu également des effets cumulatifs et synergiques possibles de mélanges comportant deux ou plusieurs polluants. A défaut, on peut retenir une vitesse minimale de 0,25 m/s que l’on augmentera à mesure que la température s’élève.
Dans les exploitations minières mécanisées faisant usage de ventilateurs mobiles mus par moteur diesel et en l’absence d’une surveillance continue de l’atmosphère, on se fonde sur le taux de dilution des gaz d’échappement pour déterminer le débit d’air minimal nécessaire. Le débit d’air requis sur place est compris d’ordinaire entre 0,03 et 0,06 m3/s par kilowatt de puissance nominale, selon le type de moteur et selon qu’il est équipé ou non d’un dispositif de traitement des gaz d’échappement. Les progrès réalisés en matière de carburants et de moteurs ont permis de réduire les niveaux des émissions, tandis que l’emploi de pots catalytiques, d’épurateurs par voie humide et de filtres de céramique peut diminuer encore les concentrations de monoxyde de carbone, d’aldéhydes, d’oxydes d’azote et de matières particulières. Ces progrès contribuent au respect de concentrations de polluants de plus en plus basses sans qu’il soit nécessaire d’augmenter sensiblement les taux de dilution des gaz d’échappement. La limite inférieure réalisable de 0,02 m3/s par kilowatt qu’il est possible d’atteindre est fondée sur des émissions de dioxyde de carbone qui sont proportionnelles à la puissance du moteur, mais ne dépendent pas du traitement des gaz d’échappement.
Le moteur diesel a un rendement d’environ 30% lorsqu’il s’agit de convertir l’énergie du carburant en énergie utile; la majeure partie de cette énergie sert à vaincre les frottements, d’où une production d’énergie thermique que l’on estime à trois fois l’énergie utile. Le transport de roches par camion sur une rampe ne représente que 10% environ de l’énergie pouvant être fournie par le carburant. Des moteurs diesel puissants sont utilisés sur les gros engins mobiles, qui nécessitent des excavations de plus grandes dimensions pour évoluer sans danger. En supposant une densité normale de véhicules et un débit de dilution usuel des gaz d’échappement de 0,04 m3/s par kilowatt, la vitesse d’air minimale sur site est d’environ 0,5 m/s.
Bien que l’établissement de valeurs générales en matière d’aérage ne convienne pas lorsqu’on dispose de données détaillées sur la mine et le plan d’aérage ou lorsqu’on peut les obtenir, ces valeurs peuvent servir de base de calcul. Il est habituellement possible de justifier des écarts par rapport aux valeurs normales, dans le cas, par exemple, de mines qui sont aux prises avec des problèmes de température ou de radon. De manière générale, la formule retenue pour déterminer le débit d’aérage est donnée par:
où t est la production annuelle en millions de tonnes (Mtpa), α un facteur directement lié à la production et β le débit constant requis pour l’aérage d’une infrastructure telle que l’installation de traitement du minerai.
Le tableau 74.1 fournit quelques valeurs types du facteur α.
|
Méthode d’exploitation |
α (coefficient de débit en m3/s/Mtpa) |
|
Foudroyage par blocs |
50 |
|
Chambres et piliers (mines de potasse) |
75 |
|
Foudroyage par sous-niveaux |
120 |
|
Chambres vides |
|
|
Exploitation remblayée |
320 |
|
Exploitation non mécanisée |
400 |
Dans l’exemple cité, le débit d’air β dépend principalement du système de traitement du minerai et, dans une certaine mesure, du taux de production de la mine. Une valeur β de 50 m3/s convient pour les mines où la roche est transportée sur un plan incliné par des camions diesel ou lorsque la roche abattue n’est pas broyée. Cette valeur passe ordinairement à 100 m3/s lorsque le concassage s’effectue au fond avec transport par skips vidés au jour et si les ateliers de maintenance sont également au fond. Lorsque le système de manutention du minerai devient plus important (transport par convoyeurs ou autres systèmes de transport de minerai), on pourra augmenter encore la valeur de β jusqu’à concurrence de 50%. Dans les très grandes mines comportant plusieurs puits, le débit d’air β est proportionnel au nombre de puits.
Outre l’aérage servant à maintenir une atmosphère acceptable, il se peut que l’on doive recourir au refroidissement mécanique pour assurer des conditions thermiques convenables et réduire au minimum les risques d’agression thermique. Le stress thermique est une réaction complexe de l’organisme aux facteurs climatiques; dans les mines souterraines, les facteurs déterminants à cet égard sont la vitesse du courant d’air et la température humide. Ce fait est illustré par les puissances de refroidissement (W/m2) indiquées au tableau 74.2 et corrigées en fonction de l’isolement thermique des vêtements (dont l’unité usuelle de mesure est le clo). Dans un environnement souterrain, la température de rayonnement est égale à la température au thermomètre sec et supérieure de 10 °C à celle du thermomètre humide. Des valeurs typiques ont été établies pour la pression barométrique et le vêtement dans le cas de travaux souterrains (par exemple, 110 kPa et 0,52 clo).
|
Vitesse de l’air (m/s) |
Température humide (°C) |
|||||
|
20,0 |
22,5 |
25,0 |
27,5 |
30,0 |
32,5 |
|
|
0,1 |
176 |
153 |
128 |
100 |
70 |
37 |
|
0,25 |
238 |
210 |
179 |
145 |
107 |
64 |
|
0,5 |
284 |
254 |
220 |
181 |
137 |
87 |
|
1,0 |
321 |
290 |
254 |
212 |
163 |
104 |
La convection naturelle correspond à une vitesse de l’air de 0,1 m/s (aucune sensation de mouvement de l’air n’est perçue). Dans les chantiers miniers, la limite inférieure normale de vitesse de l’air est de 0,25 m/s et cette limite devrait être portée à 0,5 m/s lorsque la température humide dépasse 25 °C. Pour maintenir l’équilibre thermique, il faut prendre en compte la chaleur métabolique résultant de tâches types: repos, 50 W/m2; travail léger, 115 à 125 W/m2; travail moyennement pénible, 150 à 175 W/m2; et travail pénible, 200 à 300 W/m2. Il faut procéder à une étude détaillée afin de déterminer les besoins en refroidissement d’une installation minière donnée. Les températures optimales au thermomètre humide sont habituellement comprises entre 27,5 °C et 28,5 °C, des températures plus basses s’appliquant aux chantiers peu mécanisés. Avec des températures au thermomètre humide dépassant 30,0 °C, on assiste à une diminution du rendement et à une augmentation notable du risque de maladies causées par la chaleur; au-delà de 32,5 °C, l’exploitation devrait normalement être arrêtée.
La charge de refroidissement requise de la mine est égale à la différence entre la charge calorifique de la mine et la capacité de refroidissement du courant d’aérage. La charge calorifique de la mine tient compte de l’autocompression de l’air dans les galeries d’aérage (conversion de l’énergie potentielle en enthalpie lorsque l’air descend dans la mine), de l’apport calorifique de la roche environnante, de la chaleur dégagée par la roche abattue ou par l’eau contenue dans les fissures de la roche, ainsi que de la chaleur produite par les engins d’abattage, de fragmentation et de transport du minerai. La capacité de refroidissement du courant d’aérage dépend à la fois des conditions thermiques de base du chantier et des conditions climatiques en surface.
Bien que la contribution relative de chacune des sources calorifiques au bilan thermique de la mine soit spécifique à chaque chantier, l’autocompression est habituellement le principal facteur, représentant entre 35 et 50% de ce bilan. A mesure que l’on s’enfonce dans la mine, la capacité de refroidissement de l’aérage peut devenir négative à cause de ce phénomène, et l’augmentation du débit aura pour effet d’accroître la charge de refroidissement de la mine. Dans ce genre de situation, on fournit le débit minimal requis pour conserver une concentration acceptable de polluants et l’on augmente le refroidissement pour créer des conditions de travail favorables à la production et à la sécurité. La profondeur à partir de laquelle un refroidissement est nécessaire dépend surtout des conditions climatiques en surface, de la distance parcourue par l’air dans les galeries d’aérage et de l’utilisation de gros engins (à moteur diesel ou électrique).
Le réseau ou système d’aérage principal a pour but d’assurer une bonne circulation de l’air dans les chantiers de la mine qui communiquent entre eux. Le réseau général comporte des jonctions (points de rencontre d’au moins trois galeries d’aérage), des dérivations (voies d’aérage comprises entre les jonctions) et des branchements qui sont en fait des tronçons fermés du réseau. Bien que la plupart des réseaux d’aérage des mines soient composés de centaines, voire de milliers de branchements, le nombre de galeries d’aérage principales (branchements entre la surface et les chantiers d’extraction) et de retours ou d’évacuations (branchements entre les chantiers d’extraction et la surface) est généralement inférieur à dix.
Compte tenu du grand nombre de branchements composant un réseau, le calcul des débits et des pertes de charge globales est un exercice complexe. Même si beaucoup de branchements sont simples, en série ou en parallèle, et peuvent être analysés avec précision par des méthodes algébriques, le calcul de certains tronçons combinés doit faire appel à des méthodes itératives et prévoir une convergence acceptable. Des calculateurs analogiques ont été utilisés avec succès dans l’étude des réseaux; ils ont toutefois été remplacés par des méthodes numériques moins chronophages basées sur la méthode d’approximation de Hardy Cross pour le calcul des écoulements dans les réseaux hydrauliques.
La résistance à l’écoulement de l’air dans une galerie ou une excavation minière est déterminée par ses dimensions et par la rugosité des parois; la perte de charge qui en résulte dépend de cette résistance et du carré de la vitesse de l’air. En augmentant la puissance des ventilateurs, on peut générer une pression suffisante pour compenser les pertes de charge. Cette puissance supplémentaire peut être fournie naturellement par la chaleur de la roche et d’autres sources comme la ventilation naturelle. Bien que cette méthode ait constitué durant un certain temps la principale méthode d’aérage, seulement 2 à 3% de l’énergie est convertie en pression et il peut arriver qu’en été, par temps chaud, la roche entraîne le refroidissement du courant d’aérage et provoque une inversion du sens de ce courant. Les mines modernes ont généralement recours à un ventilateur pour accélérer l’écoulement de l’air afin de vaincre les pertes de charge, même si la ventilation naturelle peut, selon la période de l’année, avoir pour effet de favoriser ou de ralentir cet écoulement.
Lorsque de l’air circule au contact d’une surface, les molécules d’air qui sont au voisinage immédiat de cette surface sont immobiles, tandis que les filets d’air voisins glissent sur elles et rencontrent une résistance qui dépend de la viscosité de l’air. On observe un gradient de vitesse, celle-ci augmentant avec la distance du filet à la surface. La couche limite définie par ce phénomène et la couche laminaire sous-jacente exercent une influence déterminante sur la quantité d’énergie requise pour entretenir l’écoulement. Habituellement, les parois des galeries d’aérage des mines sont suffisamment rugueuses pour que leurs aspérités traversent la couche limite. On a alors affaire à une galerie d’aérage dont la résistance est fonction de la rugosité relative (ou facteur de rugosité), c’est-à-dire du rapport entre la hauteur des aspérités à l’intérieur de la galerie et le diamètre de celle-ci.
La plupart des galeries d’aérage creusées selon les méthodes traditionnelles (foration et tir de mines) ont des aspérités comprises entre 100 et 200 mm; même dans les terrains à très forte densité de blocs, la hauteur moyenne des aspérités ne dépasse pas 300 mm. Dans les galeries d’aérage ouvertes à l’aide d’engins de percement, les aspérités ont une hauteur comprise entre 5 et 10 mm, ce qui est quand même considéré rugueux en dynamique des fluides. On peut réduire le facteur de rugosité en créant un revêtement, bien que cette solution soit adoptée le plus souvent à des fins de soutènement plutôt qu’en vue d’abaisser la puissance nécessaire à la circulation de l’air. Ainsi, un puits de section importante garni d’un revêtement de béton présentant des aspérités dont la hauteur moyenne serait de 1 mm pourrait néanmoins être qualifié de rugueux, et le nombre de Reynolds — soit le rapport des forces liées à l’inertie et à la viscosité — influerait lui aussi sur la résistance à l’écoulement. Dans la pratique, à cause de la difficulté de réaliser un revêtement de béton parfaitement lisse au fur et à mesure du fonçage d’un puits important, on obtient une rugosité plus élevée et une résistance à l’écoulement d’environ 50% supérieure à celle d’une surface lisse.
Lorsque les galeries d’entrée et de retour d’air entre les chantiers souterrains et la surface sont peu nombreuses, elles sont responsables de la plus grande partie (70 à 90%) de la perte de charge totale. Des pertes de charge dans les galeries d’aérage sont également causées par divers obstacles susceptibles de contrarier l’écoulement de l’air, par exemple, les coudes, les changements de section, les bifurcations, etc. Ces pertes peuvent peser pour beaucoup dans le bilan global, et il est nécessaire de procéder à une étude détaillée, particulièrement pour ce qui est des galeries principales d’entrée et de retour d’air. Les pertes dues aux discontinuités varient avec l’importance des décollements de la couche limite; il est possible de les réduire en évitant les variations brusques de section.
L’incidence d’un obstacle sur la perte de charge d’une galerie d’aérage est fonction de son coefficient de traînée aérodynamique et du coefficient de remplissage, c’est-à-dire du rapport entre la section droite de l’obstacle et la section de la galerie. On peut atténuer cette perte de charge en réduisant le plus possible le décollement de la couche limite et en donnant à l’obstacle une forme aérodynamique afin d’éviter un écoulement turbulent. Le coefficient de traînée aérodynamique d’un objet dépend de sa forme et de son emplacement dans la galerie. Voici quelques coefficients pour différentes formes: poutre en I, 2,7; section carrée, 2,0; section circulaire, 1,2; hexagone allongé, 0,6; forme parfaitement aérodynamique, 0,4.
Même avec les obstacles qui n’ont que des coefficients de traînée aérodynamique et de remplissage relativement faibles, leur présence à intervalles réguliers aura un effet cumulatif important sur les pertes de charge. Dans un puits équipé de barres de section hexagonale allongée semi-profilées présentant un coefficient de remplissage de 0,08, la résistance à l’écoulement de l’air serait supérieure d’environ quatre fois à celle d’un puits revêtu de béton ne comportant aucun obstacle. Bien que le coût des profilés creux en acier de section rectangulaire, très répandus, soit plus élevé que celui des poutres en I, leur coefficient de traînée aérodynamique est égal au tiers seulement de celui des poutres en I, ce qui justifie pleinement leur utilisation.
La circulation de l’air dans les réseaux d’aérage des mines est assurée par des ventilateurs axiaux et des ventilateurs centrifuges; leurs rendements sont supérieurs à 80%. Dans le cas des ventilateurs principaux, le choix entre un ventilateur hélicoïdal et un ventilateur centrifuge sera fondé sur le coût, l’encombrement, la pression, la robustesse, le rendement et la fiabilité. Si une panne de ventilateur risque d’entraîner une accumulation dangereuse de méthane, une capacité additionnelle devra être installée afin de maintenir la continuité de l’aérage. Pour les mines où une telle précaution n’est pas aussi critique, une installation à deux ventilateurs jumelés suffira; en cas de panne d’un ventilateur, l’aérage sera maintenu au deux tiers de sa capacité. Les coûts associés aux ventilateurs axiaux verticaux installés au sommet des puits d’aérage ne sont pas élevés, mais ces ventilateurs ne peuvent fournir plus de 300 m3/s. Les débits plus élevés exigent que plusieurs ventilateurs soient raccordés au retour d’air.
Pour obtenir une efficacité maximale à un coût raisonnable, il convient d’utiliser des ventilateurs axiaux pour les basses pressions (moins de 1 kPa) et des ventilateurs centrifuges pour les hautes pressions (plus de 3 kPa); l’un et l’autre conviennent pour les pressions intermédiaires. Si la robustesse est un critère essentiel, par exemple pour évacuer de l’air chargé de gouttelettes d’eau à une vitesse supérieure à la vitesse critique, un ventilateur centrifuge sera plus fiable. La plage de vitesses critique à l’intérieur de laquelle des gouttelettes d’eau sont susceptibles de rester en suspension dans l’air est comprise, suivant la taille des gouttelettes, entre 7,5 et 12,5 m/s. A ces vitesses, les gouttelettes en suspension peuvent s’accumuler et faire monter la pression du système au point de provoquer l’arrêt du ventilateur. Bien qu’il ne soit souhaitable pour aucun type de ventilateur, le risque de défaillance est beaucoup moins élevé avec un ventilateur centrifuge dans cette plage de vitesses.
Un ventilateur principal est appelé d’ordinaire à être déplacé durant la vie de la mine; il faut donc pouvoir modifier ses performances en cas de besoin. La marche à vitesse variable assure le fonctionnement le plus efficace, tant pour les ventilateurs axiaux que pour les ventilateurs centrifuges, mais les coûts qu’elle entraîne sont élevés, en particulier s’il s’agit de ventilateurs de grandes dimensions. On peut modifier les caractéristiques de fonctionnement des ventilateurs axiaux en agissant sur l’orientation des pales, ce réglage pouvant être effectué à l’arrêt ou en marche. Il faut remarquer que cette dernière solution est sensiblement plus coûteuse. De plus, en imprimant un mouvement turbulent à l’air qui entre dans le ventilateur, à l’aide d’aubes directrices mobiles, il est possible de modifier le rendement d’un ventilateur centrifuge en cours de fonctionnement. Le rendement d’un ventilateur centrifuge baisse plus rapidement que celui d’un ventilateur axial lorsqu’on s’éloigne de son point de fonctionnement optimal sur la courbe caractéristique; aussi, si l’on veut avoir un rendement élevé sur une large plage de la courbe caractéristique et si la pression est convenable, on retiendra un ventilateur axial.
Le ventilateur principal du système global d’aérage est normalement implanté en surface en tête du puits de retour. La voie d’entrée de l’aérage est souvent un puits d’extraction; pour la voie de retour, on utilise une galerie distincte réservée uniquement à cette fin. En évitant d’installer des ventilateurs dans la voie d’entrée, on contribue à réduire la charge thermique dans la mine. Les ventilateurs peuvent être installés au niveau du puits d’extraction dans un caisson étanche et fonctionner en mode soufflant ou en mode aspirant. Toutefois, si le puits sert également au transport des mineurs, du matériel ou des matériaux, il existe un risque de fuites d’air.
On utilise des systèmes en tandem avec ventilateurs d’entrée et ventilateurs de retour fonctionnant en parallèle afin de réduire la pression maximale dans le réseau ou d’assurer un très faible différentiel de pression entre les quartiers d’extraction et la surface. Ce type d’installation convient aux exploitations par foudroyage où l’on veut éviter les fuites dans la zone foudroyée. Aussi minimes que les fuites d’air puissent être dans une zone foudroyée, s’il existe un différentiel de pression important, ces fuites peuvent susciter des problèmes de chaleur, de rayonnement ou d’oxydation dans les chantiers.
En raison de l’espace réduit au fond, les ventilateurs auxiliaires souterrains sont majoritairement de type axial; ils servent à augmenter le débit dans les parties plus profondes ou plus éloignées de la mine. Leur utilisation n’est pas sans inconvénients, s’agissant principalement de la possibilité d’une recirculation entre le retour et l’entrée d’air. En ne fournissant qu’un faible débit seulement où cela est nécessaire, ces ventilateurs peuvent contribuer à diminuer la résistance que doivent vaincre les ventilateurs principaux desservant l’ensemble de la mine et, par conséquent, la puissance totale requise pour les besoins de l’aérage.
Une ventilation secondaire est nécessaire pour les aménagements qui ne permettent pas de circuit de ventilation avec courant d’air principal, par exemple pour les extrémités de travaux préparatoires. Quatre types de ventilation secondaire sont possibles, chacun avec ses avantages et ses inconvénients.
Le système de soufflage fournit à la taille de l’air frais et permet l’utilisation de conduits flexibles, moins coûteux. Le débit élevé à la sortie du conduit crée un jet d’air à effet d’entraînement sur l’air ambiant, contribuant à chasser les polluants du front de taille tout en maintenant une vitesse acceptable. Il a cependant comme principal inconvénient de ventiler le reste du front de galerie avec de l’air contaminé par les gaz et les poussières produits au front, ce qui n’est pas sans poser problème, particulièrement après les tirs qui exigent un temps de retour plus long.
Le système d’aspiration permet d’évacuer tous les polluants de la taille; le reste du chantier est dans le courant d’air d’entrée. Par contre, la vapeur et la chaleur dégagées par la roche environnante élèvent la température de l’air parvenant à la taille; les travaux au front de taille, par exemple l’abattage de roche à l’aide d’équipements à moteur diesel, contaminent l’air aspiré; aucun courant d’air ne vient balayer le front de taille et l’on doit utiliser des conduits plus coûteux conçus pour supporter des pressions négatives.
On peut aérer les tailles par une ventilation localisée ; le courant d’air est fourni par un petit ventilateur. En plus de son coût supplémentaire, cette installation doit être déplacée au fur et à mesure de l’avancement du front de taille.
Le système réversible fonctionne en soufflage, sauf durant les tirs à l’explosif et la période de retour consécutive, où le courant d’air doit être inversé. Ce système est principalement utilisé dans le fonçage des puits, où l’emploi d’un système de soufflage seulement nécessiterait des temps de retour très longs dans le cas des puits de grande profondeur. L’inversion du courant d’air peut être obtenue soit par réglage des registres montés à l’entrée et à la sortie du ventilateur, soit par mise à profit d’une des caractéristiques des ventilateurs axiaux, qui consiste à changer le sens de rotation des pales pour obtenir un débit inversé correspondant à 60% environ du débit normal.
L’aérage secondaire se fait presque exclusivement au moyen de ventilateurs axiaux. Pour obtenir les pressions élevées nécessaires à la circulation de l’air dans de longs conduits, on peut utiliser plusieurs ventilateurs dont les aubes tournent en sens contraire ou dans le même sens. Les fuites constituent la principale préoccupation dans le cas des ventilateurs et des conduits des installations auxiliaires, particulièrement sur les grandes distances. Les conduits rigides en acier galvanisé ou en fibres de verre présentent, à condition qu’ils soient munis de garnitures étanches, un taux de fuite acceptable et conviennent aux galeries d’avancement de quelques kilomètres.
Les conduits flexibles coûtent beaucoup moins cher et sont faciles à mettre en place; toutefois, l’étanchéité toute relative des accouplements et les dommages causés par les engins mobiles de chantier entraînent des pertes d’air beaucoup plus élevées. Des considérations d’ordre pratique font que les conduits flexibles sont rarement utilisés pour des longueurs supérieures à 1 km, même s’il est possible d’en utiliser de plus longs et de prévoir des dégagements suffisants entre les conduits et les engins mobiles.
Pour fournir de l’air aux chantiers en activité, on utilise aussi bien un système d’aérage en boucle qu’un système avec ventilateur auxiliaire. Des dispositifs de régulation permettent de distribuer l’air aux postes de travail et de réduire les risques de court-circuit du courant d’aérage ou de perte d’air entre l’entrée et le retour d’air.
On se sert de cloisons pour arrêter l’air dans une galerie. Ces cloisons d’aérage sont faites de matériaux différents selon le différentiel de pression et le degré d’exposition aux ondes de choc provoquées par les tirs de mines. Des toiles fixées au rocher conviennent aux applications en basse pression, par exemple pour séparer les voies d’entrée et les voies de retour dans un chantier d’extraction par chambres et piliers où l’abattage est effectué au moyen d’un mineur continu. Des cloisons de bois et de béton sont utilisées pour les pressions élevées; elles peuvent comporter un clapet en caoutchouc dont l’ouverture permet de minimiser les éventuels dommages causés par les tirs.
Une porte d’aérage devrait être installée aux passages de personnes ou de véhicules. Le choix des matériaux de construction, du mécanisme d’ouverture et du degré d’automatisation est fonction du différentiel de pression et de la fréquence d’ouverture et de fermeture des portes. Pour les installations à pression élevée, on pourra installer deux, voire trois portes, afin de créer des sas et de réduire les fuites et les pertes d’air. Les sas comportent habituellement une petite fenêtre coulissante qui doit d’abord être ouverte afin de permettre l’équilibrage de la pression des deux côtés de la porte à ouvrir.
Un régulateur est utilisé lorsqu’il faut simplement réduire le débit d’air plutôt que de le couper complètement et, également, dans les cas où un accès n’est pas nécessaire. Il s’agit d’un orifice de section variable permettant de modifier le débit d’air. Le modèle le plus simple est une guillotine: un bâti de béton supporte des profilés dans lequel coulissent des planches de bois. D’autres types, par exemple les louvres pivotants, peuvent être commandés à distance. Aux étages supérieurs de certaines exploitations par chambres vides, on peut devoir passer occasionnellement par un régulateur; on y parvient en installant des panneaux souples raidis horizontalement qu’il suffit simplement de lever et d’abaisser pour passer et qui permettent aussi de limiter les dommages causés par les tirs. On a même édifié des tas de roche abattue pour augmenter la résistance à l’écoulement de l’air dans des tronçons où l’extraction minière est temporairement interrompue.
L’installation du premier système de refroidissement dans une mine remonte à 1919 et a été effectuée à Morro Velho, au Brésil. Depuis cette date, on a observé dans le monde une croissance quasi linéaire de près de 3 mégawatts (MW) par année de la puissance de refroidissement installée, qui avait atteint 100 MW environ en 1965. A partir de cette année, cette croissance a pris une allure exponentielle, doublant tous les six ou sept ans. Elle est évidemment liée aux progrès de l’industrie du froid, mais est également sujette aux difficultés que présente l’exploitation dynamique des mines, où l’encrassement des surfaces d’échange thermique peut avoir une profonde influence sur le degré de refroidissement fourni.
Au début, les centrales frigorifiques étaient installées en surface et refroidissaient l’air introduit dans la mine. L’augmentation des distances séparant les diverses parties d’une mine des installations frigorifiques de surface ayant eu pour conséquence de réduire l’efficacité du refroidissement, on a été amené à installer des machines frigorifiques au fond, à proximité des chantiers. Mais la capacité limitée de dissipation de la chaleur rejetée par les machines dans un environnement souterrain confiné, conjuguée avec la plus grande simplicité des installations de surface, a conduit à ramener les installations frigorifiques à l’extérieur. Il convient de noter que les mines ne reçoivent plus seulement de l’air extérieur refroidi, mais également de l’eau refroidie; cette eau peut alimenter les installations de refroidissement du fond, tout comme elle peut servir à la foration humide et à la lutte contre les poussières.
Le refroidissement des mines fait appel exclusivement à des systèmes frigorifiques à compression de vapeurs, le compresseur constituant l’élément principal de l’installation de surface. La capacité frigorifique d’une machine peut varier entre 5 MW et plus de 100 MW. Chacune comporte généralement plusieurs compresseurs, de types centrifuge ou volumétrique à vis. Le fluide frigorigène utilisé pour les installations de surface est généralement de l’ammoniac; pour les installations au fond, on emploie un hydrocarbure halogéné.
La chaleur requise pour condenser le réfrigérant après l’avoir comprimé est rejetée dans l’atmosphère; elle est maintenue au niveau le plus bas possible afin de limiter la puissance requise pour le refroidissement de la mine. Comme la température au thermomètre humide est toujours égale ou inférieure à celle du thermomètre sec, on choisit systématiquement des systèmes de rejet de chaleur humide. Le réfrigérant peut être condensé dans un échangeur de chaleur en utilisant de l’eau; la chaleur extraite est ensuite rejetée dans l’atmosphère en passant dans une tour de refroidissement. On peut aussi utiliser un condenseur par évaporation où le réfrigérant circule dans des tubes au-dessus desquels de l’air est aspiré et de l’eau pulvérisée. S’il s’agit d’une installation frigorifique souterraine, on se sert de l’air évacué de la mine pour le rejet de chaleur, sauf si l’eau de condensation est pompée à la surface. Le fonctionnement d’une installation frigorifique dans une mine est limité par la quantité réduite d’air disponible et par la température au thermomètre humide plus élevée, par rapport aux conditions rencontrées en surface.
Après passage du réfrigérant condensé dans un détendeur, l’évaporation du mélange basse température de liquide et de gaz s’achève dans un autre échangeur thermique qui produit de l’eau refroidie. Celle-ci est utilisée pour refroidir l’air d’entrée et sert également d’eau froide de service pour les opérations de la mine. Le contact entre l’eau, le courant d’aérage et la mine a pour effet de réduire la qualité de l’eau et d’augmenter l’encrassement de l’échangeur thermique, d’où une résistance plus élevée à la circulation de la chaleur. Pour atténuer cet effet, on choisira si possible un équipement qui présente, côté eau, de grandes surfaces faciles à nettoyer. Dans les installations du fond comme dans celles qui sont situées à ciel ouvert, les chambres de pulvérisation et les tours de refroidissement permettent d’assurer un échange thermique direct plus efficace entre l’air à refroidir et l’eau froide. Les serpentins dans lesquels circule l’eau servant à refroidir l’air s’encrassent par l’action des poussières et des particules des gaz d’échappement des moteurs diesel, d’où une diminution rapide de leur efficacité.
Des systèmes de récupération d’énergie permettent de compenser le coût du pompage de l’eau hors de la mine, assuré par des turbines Pelton. L’utilisation d’eau froide comme eau de service permet de refroidir tous les sites d’activités minières; elle a contribué à améliorer de façon notable l’efficacité des systèmes de refroidissement des mines.
Chaque litre d’eau refroidie fournie à la mine par seconde a une capacité de refroidissement de 100 à 120 kilowatts (kW). Dans les mines souterraines profondes présentant une grande charge de refroidissement, particulièrement à 2 500 m et plus, le coût associé à la circulation de l’eau refroidie peut justifier son remplacement par de la glace. Si l’on prend en compte la chaleur latente de fusion de la glace, la capacité de refroidissement de chaque litre/s est multipliée par quatre environ, ce qui réduit la quantité d’eau qui doit être pompée du fond de la mine à la surface. La réduction de la puissance de pompage résultant de l’utilisation de la glace compense la puissance supplémentaire exigée par l’installation frigorifique pour produire la glace et l’impossibilité pratique de récupérer l’énergie.
Dans une mine, les travaux préparatoires constituent habituellement l’activité qui présente l’apport calorifique le plus important par rapport au débit d’aérage disponible. Les températures dans les chantiers sont donc sensiblement plus élevées que celles associées aux autres activités. Lorsque le recours au refroidissement constitue un cas limite, l’utilisation sur place de machines frigorifiques destinées à assurer le refroidissement des seuls travaux préparatoires peut permettre de reporter la mise en place d’une installation générale. Une batterie de refroidissement locale est essentiellement une installation frigorifique miniature souterraine qui rejette la chaleur dans le retour d’air des travaux préparatoires. Ces machines ont habituellement une puissance frigorifique de 250 à 500 kW.
Un monitorage de l’aérage comprenant des mesures des débits d’aérage, des concentrations de polluants et des températures est effectué à intervalles réguliers afin de satisfaire aux exigences réglementaires et de s’assurer de l’efficacité des méthodes d’aérage. Lorsque la chose est possible, des paramètres importants comme le fonctionnement du ventilateur principal font l’objet d’un contrôle permanent. Un certain degré d’automatisation peut être intégré au monitorage continu des polluants critiques. Si les limites tolérables sont dépassées, des mesures correctives sont mises en œuvre.
A intervalles moins rapprochés, des contrôles plus poussés de la pression barométrique et de la température sont effectués. Ils permettent, entre autres choses, de vérifier la résistance aérodynamique des voies d’aérage et de planifier l’avancement des chantiers. On peut utiliser les informations recueillies pour ajuster les valeurs de résistance adoptées dans les calculs de simulation du réseau et déterminer la répartition effective des débits d’aérage. En modélisant les systèmes de refroidissement et en analysant les mesures de débit et de température, il est possible d’évaluer la performance réelle des installations et de contrôler les changements intervenus.
Les feux et incendies dans les mines, les dégagements instantanés de gaz et les pannes d’énergie sont des situations d’urgence qui peuvent affecter le système d’aérage et être, à leur tour, influencées par ce dernier. Les feux et incendies et les explosions sont traités plus loin à l’article «Les feux et incendies et les explosions dans les mines»; quant aux pannes d’énergie, elles ne posent problème que dans les mines profondes, où les températures peuvent atteindre des niveaux dangereux. On utilise habituellement des ventilateurs de secours entraînés par moteur diesel pour maintenir un certain débit d’aérage dans la mine durant les pannes d’énergie. En cas de feux ou d’incendie souterrains, il est préférable de ne pas modifier l’aérage tant que se trouvent au fond des personnes qui connaissent bien la configuration normale du réseau d’aérage.
L’invention, en 1879, de la lampe à filament incandescent a mis fin à une situation de totale dépendance vis-à-vis des combustibles. Depuis la découverte d’Edison, beaucoup de percées étonnantes ont vu le jour dans le domaine de l’éclairage, dont certaines sont applicables aux mines souterraines. Chaque source d’éclairage présente des avantages et des inconvénients. On trouvera au tableau 74.3 une liste des sources lumineuses en service dans les mines ainsi que de leurs caractéristiques.
|
Source lumineuse |
Luminance approximative d/m2 (ampoule claire) |
Durée nominale moyenne (h) |
Alimentation en courant continu |
Efficacité lumineuse initiale approximative lm/W–1 |
Rendu des couleurs |
|
Filament de tungstène |
105 à 107 |
750 à 1 000 |
Oui |
5 à 30 |
Excellent |
|
Incandescence |
2 × 107 |
5 à 2 000 |
Oui |
28 |
Excellent |
|
Fluorescence |
5 × 104 à 2 × 105 |
500 à 30 000 |
Oui |
100 |
Excellent |
|
Vapeur de mercure |
105 à 106 |
16 000 à 24 000 |
Oui avec restrictions |
63 |
Moyen |
|
Halogène |
5 × 106 |
10 000 à 20 000 |
Oui avec restrictions |
125 |
Bon |
|
Vapeur de sodium à haute pression |
107 |
12 000 à 24 000 |
Déconseillée |
140 |
Acceptable |
|
Vapeur de sodium à basse pression |
105 |
10 000 à 18 000 |
Déconseillée |
183 |
Insatisfaisant |
cd = candela; lm = lumen.
Certaines de ces sources peuvent être alimentées en courant alternatif, d’autres en courant continu. Les sources lumineuses fixes sont presque toujours alimentées en courant alternatif, alors que les sources lumineuses portatives, par exemple les lampes de casque de mineur et les phares des véhicules, utilisent un courant continu fourni par des batteries. Il convient de relever que toutes les sources lumineuses ne peuvent être alimentées en courant continu.
La lampe à filament de tungstène est la plus communément utilisée; très souvent, elle a une ampoule givrée et un écran anti-éblouissement. La lampe fluorescente, facilement reconnaissable par sa forme tubulaire, se place au deuxième rang; elle existe en modèles compacts, circulaires ou en forme de U et est d’un usage commode dans les mines où les espaces sont souvent exigus. L’éclairage fluorescent et l’éclairage à incandescence (filament de tungstène) sont utilisés en plusieurs points souterrains: recettes de puits, convoyeurs, voies de communication, aires de repas, postes de chargement, magasins de carburant, ateliers de réparation, dépôts, ateliers et stations de fragmentation.
L’éclairage minier fait de plus en plus appel à des lampes à décharge à haute intensité de rendement élevé. Il s’agit des lampes à vapeur de mercure, des lampes à halogène et des lampes à vapeur de sodium à haute ou à basse pression. Avec chacune de ces lampes, il faut attendre de 1 à 7 minutes avant d’obtenir le flux lumineux maximal. De plus, en cas de panne ou d’interruption de l’alimentation, le tube à décharge doit refroidir avant que l’arc puisse être réamorcé (sauf pour le cas des lampes à vapeur de sodium à basse pression, dans lesquelles le réamorçage de l’arc se fait presque instantanément). La distribution spectrale de l’énergie de ces sources lumineuses n’est pas la même que celle de la lumière naturelle. Les lampes à vapeur de mercure produisent une lumière blanche bleutée, alors que les lampes à vapeur de sodium à haute pression donnent une lumière jaunâtre. Lorsqu’il est important de bien pouvoir distinguer les couleurs dans les chantiers souterrains (par exemple pour l’identification des bouteilles de gaz de soudage, la signalisation, les câblages électriques ou le tri du minerai), il importe de vérifier l’indice de rendu chromatique de la source lumineuse. L’utilisation de lampes à vapeur de sodium à basse pression a pour conséquence de fausser la couleur des objets. On trouvera au tableau 74.3 une évaluation correspondante de différentes sources lumineuses.
Avec des chantiers s’étendant à la fois verticalement et horizontalement, et des tirs de mines incessants, l’utilisation d’installations fixes d’éclairage est souvent irréalisable en raison des coûts de mise en place et d’entretien. Dans beaucoup de mines, la source d’éclairage la plus importante est la lampe de casque de mineur. Bien que l’on trouve des lampes de casque fluorescentes, la très grande majorité des lampes de casque sont à filament de tungstène et sont alimentées par des batteries au plomb ou au nickel-cadmium. Il s’agit souvent de lampes miniatures dont le faible encombrement permet une orientation facile du faisceau lumineux. Le gaz halogène entourant le filament empêche le noircissement des parois de l’ampoule par vaporisation à haute température. La lampe peut fonctionner à une température plus élevée, d’où sa plus grande luminosité.
L’éclairage des véhicules est assuré la plupart du temps par des lampes à incandescence; celles-ci ne nécessitent aucun équipement spécial, sont bon marché et faciles à remplacer. Les phares des véhicules sont des lampes à réflecteur parabolique aluminisé.
Les pays qui possèdent une industrie minière souterraine bien établie ont élaboré en général des exigences précises en ce qui concerne la sécurité des installations d’éclairage dans les mines, particulièrement dans celles à dégagement instantané de grisou (habituellement les mines de charbon). Le grisou peut s’enflammer et provoquer des explosions dévastatrices. Aussi, tous les appareils d’éclairage employés au fond doivent être à sécurité intrinsèque ou antidéflagrants. Les sources lumineuses à sécurité intrinsèque fonctionnent sous des courants si faibles qu’un court-circuit est incapable de produire des étincelles susceptibles d’enflammer le grisou. Pour qu’une lampe soit désignée antidéflagrante, il faut qu’elle soit pourvue d’une enveloppe telle qu’une étincelle ou une explosion à l’intérieur de l’enveloppe ne puisse ni briser celle-ci, ni propager la déflagration. De plus, l’appareil lui-même ne doit pas chauffer au point de provoquer une explosion. Ce type de lampe coûte plus cher et est plus lourd en raison de l’utilisation de pièces métalliques généralement coulées. Les services officiels ont habituellement des installations d’essai pour la certification des lampes aptes à l’utilisation en mines grisouteuses. Une lampe à vapeur de sodium à basse pression ne pourrait être certifiée antidéflagrante, le sodium contenu dans la lampe pouvant s’enflammer en cas de bris de l’ampoule, et mettre le produit en contact avec de l’eau.
Les pays ont adopté des normes concernant les niveaux d’éclairement requis pour différentes tâches, mais celles-ci diffèrent considérablement.
Des directives visant l’éclairage dans les mines ont également été établies par des organismes internationaux tels que la Société américaine des éclairagistes (Illuminating Engineering Society (IES)) et la Commission internationale de l’éclairage (CIE). Selon la CIE, la qualité de la lumière perçue par l’œil est aussi importante que la quantité émise. La CIE a établi des formules permettant de vérifier si l’éblouissement nuit à la performance visuelle.
On serait porté à croire qu’un meilleur éclairage aurait pour effet de réduire les accidents et d’accroître la productivité, mais la démonstration en est malaisée. L’éclairage ne constitue en effet que l’un des nombreux facteurs entrant en ligne de compte, et son incidence directe sur le rendement et la sécurité est difficile à mesurer. Il existe des études bien documentées démontrant qu’un bon éclairage diminue le nombre des accidents de la route, et la même constatation a été faite dans les usines. Or, en raison de la nature spécifique de l’exploitation minière, les chantiers changent constamment et les études analysant le rapport entre les accidents dans les mines et l’éclairage sont rares. Les enquêtes sur les accidents démontrent que la mauvaise qualité de l’éclairage est rarement la cause principale des accidents dans les mines, mais qu’elle peut être un facteur contributif. Les conditions d’éclairage jouent sans aucun doute un rôle dans le cas des éboulements, car un éclairage insuffisant ne permet pas de reconnaître des conditions dangereuses.
Jusqu’au début du XXe siècle, les mineurs étaient fréquemment atteints d’une maladie professionnelle appelée nystagmus des mineurs, pour laquelle il n’y avait pas de remède connu. Cette affection se traduisait par des mouvements oscillatoires incontrôlables des globes oculaires, des maux de tête, des étourdissements et la perte de la vision nocturne. Elle était causée par un travail prolongé dans des conditions d’éclairage insuffisantes. Les mineurs de charbon y étaient particulièrement exposés, étant donné la très faible quantité de lumière réfléchie par le charbon. La position de décubitus latéral souvent adoptée par les mineurs peut également avoir été un facteur. Avec l’arrivée des lampes de casque électriques, les cas de nystagmus ont disparu, et avec eux le risque le plus sérieux pour la santé associé à l’éclairage souterrain.
Les progrès technologiques en matière d’éclairage ont ravivé l’intérêt pour le rapport qui existe entre l’éclairage et la santé. Il est désormais possible d’atteindre dans les mines des niveaux d’éclairement sensiblement plus élevés. Dans toute installation d’éclairage, on se soucie d’abord d’éviter l’éblouissement, mais l’on s’inquiète aussi des autres rayonnements que le rayonnement visible des lampes. L’énergie radiométrique peut influer sur les travailleurs soit en agissant directement sur les cellules cutanées ou proches de la surface de la peau, soit en déclenchant certaines réactions, par exemple au niveau des rythmes biologiques desquels dépendent la santé physique et la santé mentale. Une source lumineuse à décharge à haute pression peut continuer de fonctionner même si l’enveloppe de verre contenant le gaz est fissurée ou détruite. Les travailleurs courent alors le risque de recevoir des doses supérieures à trois fois les valeurs seuils, en raison surtout de la faible hauteur à laquelle sont montées ces sources lumineuses.
Dans la plupart des pays, les mineurs doivent porter un casque ou un chapeau de protection d’un type agréé. Contrairement au casque qui ne comporte qu’une visière, le chapeau de mineur est à large bord, ce qui permet à l’eau de s’écouler, avantage fort appréciable dans un milieu aussi humide. Cette conformation empêche toutefois l’incorporation de fentes latérales pour la fixation de coquilles antibruit, d’une torche, d’un écran facial pour les travaux de soudage, de découpage, de meulage, de purgeage, ou encore d’autres accessoires. Les chapeaux ne constituent qu’un très faible pourcentage des protecteurs de la tête portés dans les mines.
Casques et chapeaux sont, dans la plupart des cas, équipés d’une bride et d’une pince pour la fixation d’une lampe et d’un cordon, respectivement.
Le profil très bas du casque traditionnel de mineur réduit de manière appréciable le risque de se cogner la tête dans l’exploitation de veines de faible épaisseur. Cette caractéristique n’est toutefois d’aucune utilité dans les chantiers dont le toit est relativement élevé. De plus, ce profil très bas réduit l’espace compris entre le sommet de la tête et la voûte du casque. De ce fait, ces casques sont rarement conformes aux exigences de résistance aux impacts par le haut, ce qui motive souvent leur remplacement par des protecteurs de la tête de type conventionnels.
Les normes en matière de protection de la tête dans l’industrie ont très peu changé depuis les années soixante. Or, dans les années quatre-vingt-dix, l’explosion des ventes d’équipements de protection de la tête pour les activités de loisir — par exemple les casques pour la pratique du hockey et de la bicyclette — a révélé des lacunes dans le cas des protecteurs industriels, plus particulièrement l’absence de protection contre les chocs latéraux et la chute du casque en cas d’impact. Des pressions se sont donc exercées pour l’adoption de normes industrielles plus rigoureuses en matière de protection de la tête. Certains pays possèdent déjà de telles normes, et l’on trouve sur le marché des casques de protection avec doublure en mousse, serre-tête à rochet et mentonnière. Ces casques ne sont pas encore très répandus en raison de leur coût élevé, de leur poids et de leur manque de confort. Toutefois, l’inscription de ces nouvelles normes dans la législation devrait favoriser le port de ces types de casque dans l’industrie minière.
Dans les secteurs de la mine qui ne bénéficient pas d’un éclairage permanent, le port d’une lampe au chapeau est essentiel pour que le mineur puisse se déplacer et travailler avec efficacité et en sécurité. On exige surtout d’une telle lampe qu’elle soit robuste, facile à utiliser avec des gants, qu’elle fournisse un flux lumineux suffisant pendant toute la durée du poste de travail (et satisfasse le cas échéant aux niveaux d’éclairement requis par la réglementation locale) et, enfin, qu’elle soit aussi légère que possible sans que cela ne nuise aux exigences de performance mentionnées ci-dessus.
Au cours des dernières années, les lampes à halogène ont en grande partie remplacé les lampes à incandescence à filament de tungstène, ce qui a permis de tripler, voire de quadrupler les niveaux d’éclairement et de satisfaire aux dispositions réglementaires, même à la fin d’un poste de travail prolongé. Les progrès réalisés en matière de batteries ont aussi eu un rôle majeur dans l’amélioration de la performance des lampes. Les batteries au plomb sont encore les plus courantes dans la plupart des applications minières, bien que certains fabricants aient lancé avec succès des batteries au nickel-cadmium qui peuvent fournir le même rendement avec un poids inférieur. La fiabilité, la longévité et la facilité d’entretien continuent néanmoins de jouer en faveur des batteries au plomb, et c’est vraisemblablement pourquoi on continue à les utiliser aussi largement.
Outre leur fonction principale qui est d’éclairer, la lampe au chapeau et la batterie qui l’alimente ont récemment été intégrées aux systèmes de communication intéressant la sécurité dans les mines. Grâce à un récepteur radio installé dans le couvercle de la batterie, les mineurs peuvent recevoir des messages, des mises en garde ou des ordres d’évacuation par des ondes radioélectriques de très basse fréquence; ils peuvent aussi être informés de l’imminence d’un message par le clignotement de la lampe. Ces résultats prometteurs devraient permettre d’améliorer les systèmes d’alerte rapide et de supplanter les méthodes traditionnelles d’alerte olfactive par injection dans le courant d’aérage de gaz malodorants, en tout cas dans les mines où cela peut se faire.
La plupart des mines ont adopté des programmes contraignants de protection oculaire obligeant les mineurs à porter des lunettes de protection ou un écran facial, selon le type de travail effectué et les risques rencontrés. Pour la majorité des activités, des lunettes de protection à coquilles latérales assurent une protection suffisante. La saleté et la poussière, présentes dans beaucoup de chantiers miniers, plus particulièrement dans le cas de l’abattage en roche dure, peuvent être très abrasives et causer des rayures ainsi qu’une détérioration rapide des lunettes munies de lentilles en plastique (polycarbonate). Nombre de mines tolèrent donc encore les lentilles en verre, même si celles-ci n’offrent pas la même résistance aux chocs et si elles peuvent ne pas être conformes aux normes en vigueur. Des progrès ont été réalisés en ce qui concerne le traitement antibuée et le durcissement superficiel des lentilles en plastique. Parmi ces traitements, ceux qui modifient la structure moléculaire de la surface des lentilles, au lieu d’y déposer simplement un film ou un revêtement, sont habituellement plus efficaces et plus durables. Ils devraient permettre de supplanter le verre en tant que matériau privilégié pour les lentilles utilisées dans les mines.
Le port de visières en forme de coques n’est pas courant dans les chantiers du fond, sauf s’il y a risque de projection de produits chimiques.
Le port d’un écran facial peut être indiqué lorsqu’il est nécessaire d’assurer une protection complète du visage dans des travaux de soudage ou de meulage ou des travaux analogues. Un écran facial peut convenir à une tâche particulière (par exemple, le soudage) ou être d’un usage plus général; dans ce dernier cas, il peut être tout simplement en matériau acrylique ou en polycarbonate. Bien qu’ils puissent être équipés d’un serre-tête, les écrans faciaux utilisés par les mineurs sont normalement montés dans les fentes du casque prévues pour recevoir un accessoire. Ils doivent pouvoir se relever et s’abaisser rapidement.
Le mineur peut porter un couvre-face complet lorsque, en plus d’une protection du visage, il doit également bénéficier d’une protection contre des substances susceptibles d’irriter les yeux. Ce genre de protection s’impose plus souvent en surface qu’au fond.
C’est le plus souvent pour se protéger contre les poussières que les mineurs doivent recourir à une protection des voies respiratoires. Les poussières de charbon ainsi que la plupart des autres poussières ambiantes peuvent être filtrées efficacement au moyen d’un quart de masque antipoussières peu coûteux. Le modèle de masque comprenant une pièce en élastomère couvrant le nez et la bouche et un filtre remplaçable est efficace; la coquille jetable en fibres, par contre, ne l’est pas.
Des activités comme le soudage, l’oxycoupage, la mise en œuvre de solvants, la manutention de combustibles et le tir de mines peuvent polluer l’atmosphère des chantiers. Il faut se protéger en portant un respirateur à deux cartouches filtrantes permettant d’éliminer les poussières, les brouillards, les fumées, les vapeurs organiques et les gaz acides. Les concentrations de polluants seront mesurées à l’aide de tubes détecteurs ou d’autres appareils portatifs, afin de déterminer si une protection est nécessaire. Le personnel exposé devrait porter un respirateur approprié jusqu’à ce que le système d’aérage de la mine ait évacué les polluants ou ramené leur concentration à un niveau acceptable.
Certains types de particules que l’on trouve en suspension dans l’atmosphère des mines — par exemple, les fibres d’amiante dans les mines d’amiante, les fines de charbon découlant de l’exploitation par longues tailles et les radionucléides des mines d’uranium — peuvent imposer l’utilisation d’un appareil respiratoire à adduction d’air comprimé équipé d’un filtre à particules à haute efficacité. Les respirateurs à adduction d’air filtré dans une cagoule, une pièce faciale étanche ou un casque avec pièce faciale intégrée satisfont à cette exigence.
Les engins motorisés en service dans les chantiers souterrains produisent des niveaux sonores élevés susceptibles à long terme de porter atteinte à l’audition. Normalement, des coquilles antibruit fixées au casque de mineur dans des fentes prévues à cet effet assurent la protection requise; une protection supplémentaire peut être obtenue en portant des bouchons d’oreilles en mousse compacte. On peut aussi utiliser des bouchons seuls, du type jetable en mousse ou réutilisable en élastomère; cette solution s’impose lorsque le casque porte déjà un masque ou un autre accessoire.
Certaines activités minières peuvent causer une irritation de la peau et exiger le port de gants de travail. Une protection supplémentaire peut être apportée par des crèmes isolantes (crèmes barrières); ces crèmes sont indispensables lorsqu’il est impossible de porter des gants.
Les chaussures montantes portées par les mineurs sont en cuir ou en caoutchouc, suivant que la mine est sèche ou humide. Pour satisfaire aux exigences minimales en matière de protection, la chaussure doit être munie d’une semelle résistant à la perforation avec couche extérieure composite antidérapante, embout en acier et protection du métatarse. Ces exigences de base sont demeurées inchangées, mais des progrès ont permis de mettre au point des chaussures montantes beaucoup moins encombrantes et bien plus confortables que celles utilisées il y a plusieurs années. Ainsi, la protection du métatarse est désormais assurée par des éléments moulés en fibres qui remplacent avantageusement les anciens cerceaux et étriers d’acier. On obtient la même protection avec un poids moindre, ce qui réduit les risques de trébuchement. La forme des chaussures est devenue plus anatomique, et les chaussures montantes des mineurs ont bénéficié des améliorations apportées aux modèles conçus pour les sportifs, avec semelles intercalaires absorbant l’énergie, revêtements empêchant le passage de l’humidité et matériaux isolants modernes.
La combinaison en coton ordinaire ou en coton traité ignifuge est le vêtement de travail normal dans les mines. Elle porte d’ordinaire des bandes réfléchissantes pour que le mineur soit plus visible et, en particulier, mieux repéré par les conducteurs d’engins du fond. Les mineurs travaillant sur perforatrices jumbo ou conduisant d’autres équipements lourds peuvent également porter un imperméable étanche par-dessus leur combinaison pour éviter tout contact avec des liquides tels que les fluides de coupe, les fluides hydrauliques et les lubrifiants.
Les mains seront protégées par des gants de travail. En général, ceux-ci sont faits de toile de coton renforcée de cuir. Il existe des types et des modèles de gants adaptés à chaque tâche.
Dans la plupart des mines, la ceinture de sécurité n’est plus considérée comme un moyen approprié de protection contre les chutes. On continue cependant d’utiliser dans certains cas une sangle de toile ou une ceinture de cuir, équipées ou non d’un baudrier ou d’un support lombaire pour transporter la batterie de la lampe ainsi qu’un appareil autosauveteur à filtre ou un appareil respiratoire autonome (avec production d’oxygène).
A l’heure actuelle, le seul dispositif recommandé pour la protection des mineurs contre les chutes est le harnais complet avec mousqueton en D pour réunir les deux bretelles. Les mineurs travaillant dans des puits, au-dessus de broyeurs ou à proximité d’excavations, de bassins ou de puisards non protégés devraient porter un harnais muni d’un filin d’amarrage et d’un amortisseur de choc. On peut utiliser des mousquetons supplémentaires pour limiter les mouvements du corps à l’intérieur d’une zone de sécurité.
Dans les mines à ciel ouvert en climat froid, les mineurs devraient porter des vêtements d’hiver y compris des chaussettes, des sous-vêtements et des gants leur assurant une bonne protection thermique, des pantalons à l’épreuve du vent ou des pantalons protecteurs portés en survêtement, une parka doublée avec capuchon et une doublure intérieure pour l’hiver à monter sur le casque de protection.
Dans les mines souterraines, c’est la chaleur davantage que le froid qui pose problème. Les températures élevées peuvent être dues à la profondeur de la mine ou au climat tropical de la région. Des vêtements et sous-vêtements spéciaux peuvent fournir une protection contre les agressions thermiques et les coups de chaleur; ces vêtements peuvent être garnis de sachets de gel congelé ou d’un réseau de tubes assurant la circulation d’un fluide de refroidissement à la surface du corps, fluide qui traverse un échangeur thermique. Si le massif lui-même est chaud, les mineurs devraient porter des gants, des chaussettes et des bottes résistant à la chaleur. De l’eau potable — de préférence additionnée d’électrolytes — devrait être fournie aux mineurs pour remplacer les liquides physiologiques perdus.
La réglementation en vigueur peut, selon le type de mine, exiger que les mineurs portent un appareil autosauveteur individuel. Il s’agit d’un appareil respiratoire qui permet de s’échapper de la mine en cas de feu ou d’explosion avec dégagement de monoxyde de carbone, de fumée ou d’autres substances toxiques rendant l’atmosphère irrespirable. L’appareil peut être du type à filtration, avec catalyseur pour la conversion du monoxyde de carbone, ou il peut s’agir d’un appareil autonome, c’est-à-dire d’un appareil respiratoire à circuit fermé qui régénère chimiquement l’oxygène de l’air expiré.
Les mineurs ne sont pas tous équipés d’appareils portatifs (y compris les tubes détecteurs et les pompes d’aspiration) pour la mesure des gaz toxiques et des gaz combustibles; ces appareils sont plutôt utilisés par les agents responsables de la sécurité ou par toute autre personne désignée, conformément à des procédures établies, afin de vérifier l’atmosphère de la mine à intervalles réguliers ou avant l’entrée des équipes.
L’amélioration des moyens de communication dans les chantiers du fond a très largement amélioré la sécurité; aussi, l’usage de systèmes de communication bidirectionnels, de téléavertisseurs et de dispositifs de repérage individuels se répand de plus en plus dans les exploitations modernes.
Les feux et incendies et les explosions sont une menace constante pour la sécurité des mineurs et affectent la capacité de production. Ils ont, de tout temps, été à l’origine de catastrophes minières particulièrement dévastatrices.
A la fin du XIXe siècle, ils occasionnaient des pertes de vies humaines et des dommages inégalés par les autres secteurs industriels. Or, on a fait de remarquables progrès dans ce domaine, comme le démontre la baisse du nombre de feux et incendies et d’explosions signalés durant les dernières décennies.
Le présent article passe en revue les principaux risques de feux et incendies et d’explosions dans les mines souterraines et indique les mesures de prévention à mettre en œuvre. La protection contre les feux et incendies dans les mines à ciel ouvert fait l’objet de diverses normes, en particulier la norme publiée par l’Association nationale de protection contre l’incendie (National Fire Protection Association (NFPA), 1996a), aux Etats-Unis.
De par leur fonction même, les aires de service permanentes peuvent être le site d’activités dangereuses et, de ce fait, appellent des mesures de sécurité spéciales. Les ateliers de maintenance souterrains et leurs installations connexes présentent des risques particuliers.
Les engins mobiles qui se trouvent dans les ateliers de maintenance sont une source fréquente d’incendie. Dans le cas des moteurs diesel, le feu peut prendre naissance lorsqu’un fluide hydraulique à haute pression s’échappe d’une canalisation et entre en contact avec une source d’ignition, par exemple un collecteur d’échappement chaud ou un turbocompresseur (Bickel, 1987). Ce type d’incendie peut progresser rapidement.
Nombre d’engins mobiles utilisés dans les mines souterraines contiennent non seulement des combustibles (carburant diesel et fluides hydrauliques), mais aussi des sources d’ignition (moteurs diesel et matériel électrique). Ils présentent dès lors un risque important d’incendie. De plus, on trouve généralement dans les ateliers de maintenance des substances (agents de dégraissage, etc.) qui constituent elles aussi un risque d’incendie.
Les travaux de soudage et d’oxycoupage, effectués régulièrement dans les ateliers de maintenance, comptent parmi les principales causes d’incendie dans les mines. Il importe de s’assurer que ces activités ne constituent pas une source potentielle d’ignition capable de déclencher un incendie ou une explosion. On trouvera ailleurs dans la présente Encyclopédie ainsi que dans d’autres documents (NFPA, 1994a), des informations concernant les mesures de sécurité à observer dans les travaux de soudage en vue de prévenir les incendies et les explosions.
Il serait bon de songer à faire de l’ensemble de l’aire de maintenance une enceinte complètement fermée résistant au feu, surtout lorsqu’il s’agit d’une aire devant être utilisée pendant plus de six mois. Si cette solution n’est pas réalisable, la totalité de l’aire devrait être protégée par un réseau d’extinction automatique. Ces mesures s’imposent tout particulièrement dans les mines de charbon, où il est capital d’éliminer toute source latente d’incendie.
Enfin, la ventilation des ateliers de maintenance devrait se faire par le retour d’air, pour prévenir la propagation dans les chantiers de tout produit éventuel de combustion. Les exigences concernant ces types d’installations sont précisées dans deux normes de la NFPA (1995a, 1995b).
Le stockage, la manutention et l’utilisation de liquides inflammables et de matières combustibles présentent des risques d’incendie particuliers dans tous les secteurs de l’industrie minière.
Dans de nombreuses mines souterraines, les engins mobiles sont entraînés d’ordinaire par moteur diesel, et une grande partie des incendies sont dus au fioul. Dans les mines de charbon, ces risques sont encore aggravés par la présence de grisou, de charbon et de poussières de charbon.
Le stockage des liquides inflammables revêt une importance particulière, étant donné que ceux-ci s’enflamment plus facilement et propagent le feu plus rapidement que les combustibles ordinaires. Dans la plupart des mines autres que les mines de charbon, des liquides inflammables sont souvent stockés sous terre en quantité limitée. Il arrive aussi que les aires de stockage principal de fioul, de lubrifiants et de fluides hydrauliques soient souterraines. En raison des conséquences extrêmement graves que pourrait prendre un incendie survenant dans un stock souterrain de liquides inflammables, il est essentiel d’apporter un soin particulier à l’étude des aires de stockage, d’adopter des mesures de sécurité rigoureuses et de veiller à ce qu’elles soient strictement respectées.
Toutes les étapes de l’utilisation des liquides inflammables posent un défi en matière de prévention des incendies, qu’il s’agisse de leur transfert au fond, de leur entreposage, de leur distribution et de leur mise en œuvre finale. On trouvera des informations sur les risques des liquides inflammables et les mesures de prévention appropriées dans les normes de la NFPA (1995a, 1995b, 1996b).
Les méthodes de sécurité à mettre en œuvre dans les mines souterraines contre les feux et incendies et les explosions sont fondées sur les principes généraux de prévention des incendies et des explosions, comme par exemple l’interdiction de fumer ou l’installation de systèmes de détection rapide et d’extinction.
La prévention des feux et incendies et des explosions dans les mines fait généralement appel à trois mesures principales: éviter les sources d’ignition, éviter la présence de matières combustibles et éviter les contacts entre les sources d’ignition et les matières combustibles.
L’exclusion des sources d’ignition est probablement la précaution la plus élémentaire. Toutes les sources d’ignition potentielle qui ne sont pas essentielles à l’exploitation de la mine doivent être éliminées ou interdites. Il importe, par exemple, d’interdire de fumer et de proscrire toute flamme nue, particulièrement dans les mines de charbon souterraines. Les moteurs électriques des engins susceptibles de chauffer, tels que les convoyeurs, devraient être équipés de disjoncteurs en cas de patinage des bandes transporteuses, de commutateurs séquentiels et de coupe-circuits thermiques. Les explosifs peuvent constituer une source d’ignition lorsque des poussières dangereuses sont en suspension dans l’air.
Il est essentiel d’éliminer les sources d’ignition de nature électrique. La conception, la construction, les essais et l’installation de circuits et d’appareils électriques dans des atmosphères susceptibles de contenir du grisou, des poussières de soufre ou d’autres substances inflammables devraient s’inspirer de cette préoccupation. Les prises de courant, les fiches et les interrupteurs situés dans des zones dangereuses devraient être de type antidéflagrant. On trouvera des indications sur le matériel électrique à sécurité intrinsèque au chapitre no 40, «L’électricité», de l’Encyclopédie , ainsi que dans la norme de la NFPA (1996c).
La limitation des matières combustibles exige en premier lieu que l’on proscrive toute accumulation dangereuse de détritus, de chiffons huileux, de poussières de charbon et d’autres matières combustibles.
Il convient d’étudier toutes les possibilités de remplacement de certaines matières combustibles comme les fluides hydrauliques, les bandes transporteuses des convoyeurs, les tuyaux souples et les conduits d’aérage (Bureau of Mines, 1978), et de tenir compte des substances toxiques dégagées par la combustion de certains matériaux. A titre d’exemple, la mousse de polyuréthane, largement utilisée dans les mines souterraines pour assurer l’étanchéité des conduits d’aérage, a été interdite dans bon nombre de pays.
Les explosions de grisou dans les mines de charbon souterraines font habituellement intervenir deux principaux combustibles, le méthane et les poussières de charbon. Le méthane peut se trouver également dans d’autres types de mines; un système efficace d’aérage suffit à en assurer la dilution et l’évacuation (Timmons, Vinson et Kissell, 1979). Quant aux poussières de charbon, tous les efforts sont faits pour en diminuer la production et la mise en suspension dans l’air, mais il est très difficile d’en réduire la concentration au-dessous du seuil d’explosivité; il suffit en effet d’une couche de poussières épaisse de 0,012 mm déposée sur le sol pour causer une explosion si elle est mise en suspension dans l’air. La schistification, qui consiste à épandre dans les galeries des matériaux stériles comme de la pierre à chaux, de la dolomite ou du gypse pulvérisés, permet de neutraliser les poussières inflammables et de prévenir les coups de poussières.
La prévention des contacts entre les matières combustibles et les sources d’ignition consiste à éviter les conditions susceptibles d’enflammer des matières combustibles. Ainsi, lorsqu’il est impossible d’effectuer des travaux de soudage ou de coupage au chalumeau dans une enceinte à l’épreuve du feu, l’aire de travail doit être préalablement humidifiée et les combustibles se trouvant à proximité doivent être soit déplacés, soit placés sous une couverture ignifuge. Des extincteurs portatifs devraient être disponibles sur place et une surveillance devrait être assurée pour détecter et maîtriser les feux qui couvent.
Les aires à forte charge combustible — par exemple les aires de stockage des éléments de soutènement en bois, les magasins d’explosifs, les dépôts et les ateliers contenant des liquides inflammables ou combustibles — devraient faire l’objet de mesures spéciales. Dans le cas des engins mobiles, les canalisations de carburant, de lubrifiants et de fluides hydrauliques ne devraient pas se trouver à proximité de surfaces chaudes, d’appareils électriques et d’autres sources possibles d’ignition; des écrans devraient être mis en place la cas échéant.
On trouvera des dispositions détaillées en matière de prévention des feux et incendies et des explosions dans les mines dans les normes de la NFPA (1992a, 1995a, 1995b).
La possibilité de détecter un incendie dès sa naissance est capitale, étant donné que le feu peut se développer rapidement en étendue et en intensité. L’indication la plus rapide et la plus fiable de la présence d’un incendie est fournie par des systèmes perfectionnés de détection et d’alarme utilisant des capteurs très sensibles pour déceler la présence de chaleur, de flammes, de fumée et de gaz (Griffin, 1979).
La méthode la plus économique applicable à une grande partie de la mine, voire à son ensemble, passe par la détection des gaz ou de la fumée (Morrow et Litton, 1992). Des systèmes de détection thermique sont communément montés sur les installations non surveillées, par exemple au-dessus des bandes transporteuses. Pour certaines aires à risque élevé — comme les aires de stockage de liquides inflammables ou de matières combustibles, les points de ravitaillement et les ateliers —, des dispositifs de détection plus rapide sont utilisés. Ces aires peuvent également être protégées par des appareils optiques qui détectent les rayonnements ultraviolets ou infrarouges émis par un feu.
Tous les mineurs devraient être alertés dès qu’un feu ou un incendie a été détecté. On a parfois recours à des téléphones ou à des messagers, mais les mineurs sont souvent éloignés des téléphones et très dispersés. Dans les mines de charbon, le moyen le plus courant de signaler la présence d’un incendie consiste à couper le courant puis à confirmer l’information soit par téléphone, soit par messager. Cette méthode ne peut être généralisée à toutes les mines, puisque les équipements fonctionnant à l’électricité sont très peu nombreux. Dans les mines autres que les mines de charbon, l’utilisation de matières odorantes est courante comme moyen de communication des situations d’urgence dans les chantiers souterrains (Pomroy et Muldoon, 1983). Des systèmes de communication spéciaux sans fil, par fréquences radioélectriques, ont également été utilisés avec succès dans des mines de charbon et dans d’autres types de mines (Bureau of Mines, 1988).
Dans un feu ou un incendie souterrain, la principale préoccupation est d’assurer la sécurité des personnes se trouvant au fond. Plus la détection et l’alerte seront rapides, plus tôt pourra-t-on déclencher le plan d’action en cas d’urgence. Un tel plan prévoit la mise en œuvre des actions nécessaires comme l’évacuation et la lutte contre le feu. Pour garantir une mise en œuvre sans heurts du plan d’urgence, les mineurs devraient avoir reçu une formation adéquate en matière de procédures d’urgence, suivie d’un recyclage à intervalles réguliers. Il est important de procéder fréquemment à des exercices d’incendie complets, avec déclenchement du système d’alarme de la mine, afin de parfaire la formation pratique et d’identifier les lacunes du plan d’urgence.
On trouvera des informations sur les systèmes de détection et d’alarme incendie au chapitre no 41, «Les incendies», de l’Encyclopédie , ainsi que dans les normes de la NFPA (1995a, 1995b, 1996d).
Les moyens les plus couramment utilisés pour éteindre un feu ou un incendie dans une mine souterraine sont les extincteurs portatifs, les lances d’incendie, les extincteurs automatiques, l’application de stériles (manuellement ou à l’aide d’une machine de schistification) et les générateurs de mousse. Les extincteurs portatifs les plus fréquemment utilisés sont les extincteurs polyvalents à poudre.
Les systèmes fixes d’extinction, qu’ils soient manuels ou automatiques, sont de plus en plus utilisés pour les équipements mobiles, les aires de stockage de liquides combustibles, les bandes transporteuses et les installations électriques (Grannes, Ackerson et Green, 1990). Les systèmes automatiques sont spécialement indiqués lorsqu’il n’y a personne pour détecter un début d’incendie, actionner un dispositif d’extinction ou lutter contre le feu.
La lutte contre les explosions est une variante de la lutte contre le feu. Elle consiste en des barrières passives ou à déclenchement. Les barrières passives sont composées de plusieurs rangées d’augets de grandes dimensions contenant de l’eau ou des poussières stériles, suspendues au toit à l’entrée de la mine. Lors d’une explosion, l’onde de choc qui précède l’arrivée des flammes fait basculer les augets qui déversent leur contenu. Les flammes sont étouffées sur place. Dans les barrières actives, un dispositif électrique ou pneumatique déclenché par la chaleur, les flammes ou la pression de l’explosion provoque l’entrée en action d’agents de suppression stockés dans des récipients sous pression (Hertzberg, 1982).
A partir d’un certain stade, le feu ne peut être combattu que par des équipes ayant reçu un entraînement poussé et disposant d’un équipement spécial. La combustion de grandes quantités de charbon ou de bois dans une mine souterraine, combinée à des accidents comme des éboulements importants, un aérage aléatoire et l’accumulation de gaz explosifs, exige la mise en œuvre de mesures idoines. La seule solution pratique peut consister à inertiser l’atmosphère à l’aide d’azote, de dioxyde de carbone ou d’un autre gaz inerte, d’inonder le site ou de condamner une partie ou la totalité de la mine (Ramaswatny et Katiyar, 1988).
On trouvera d’autres informations sur les méthodes d’extinction au chapitre no 41, «Les incendies», de l’Encyclopédie, ainsi que dans les normes de la NFPA (1994b, 1994c, 1994d, 1995a, 1995b, 1996e, 1996f, 1996g).
Le confinement est une méthode applicable à tous les types d’installation industrielle. Dans une mine souterraine, la mise en œuvre de moyens appropriés pour circonscrire un incendie permet d’assurer une évacuation plus sûre et de réduire les risques auxquels sont exposées les équipes d’intervention.
Dans les houillères souterraines, les huiles et les graisses devraient être stockées dans des récipients hermétiques résistant au feu. Les transformateurs, les points de charge des batteries, les compresseurs d’air, les ateliers de maintenance devraient être placés dans des zones ou dans des constructions à l’épreuve du feu. Les appareils électriques non surveillés devraient être montés sur des surfaces non combustibles, isolés du charbon et des autres matières combustibles ou être protégés par un système d’extinction approprié.
Chaque chantier devrait pouvoir accéder facilement aux matériaux nécessaires pour la construction de cloisons et de barrages (bois, toile, scies, clous, marteaux, poussières stériles, plâtre et ciment). Dans les mines souterraines autres que les mines de charbon, les lubrifiants et le fioul devraient être stockés dans des récipients étanches dans des aires résistant au feu, à distance sûre des magasins d’explosifs, des installations électriques et des recettes de puits. En certains endroits, des portes coupe-feu et des portes d’aérage devraient être installées pour empêcher la propagation du feu, de la fumée et des gaz toxiques (Ng et Lazzara, 1990).
Les opérations de traitement du minerai peuvent créer des situations dangereuses (risques d’explosion de poussières, d’incendie de convoyeurs, etc.)
Des interrupteurs ad hoc devraient être installés pour prévenir les incidents causés par la chaleur générée par le frottement entre une bande transporteuse et un tambour d’entraînement ou des rouleaux intermédiaires ou en cas de patinage de la bande. L’action de ces interrupteurs peut être combinée à des protections thermiques intégrées aux moteurs électriques.
Il importe de supprimer les risques d’explosion en éliminant les sources d’ignition de nature électrique. L’équipement électrique utilisé dans une atmosphère pouvant contenir du méthane, des fines de soufre ou d’autres substances dangereuses devrait être conçu, construit, testé et installé de manière que son fonctionnement ne puisse causer ni incendie, ni explosion.
Des réactions d’oxydation exothermiques sont susceptibles de se produire avec le charbon et les minerais métalliques sulfurés (Smith et Thompson, 1991). Si la chaleur générée par ces réactions n’est pas dissipée, la température du massif ou des piliers augmente et, lorsqu’elle est suffisamment élevée, il y a risque de combustion rapide du charbon et des autres matières combustibles (Ninteman, 1978). Bien qu’ils soient relativement peu fréquents, les feux causés par combustion spontanée perturbent fortement l’exploitation et sont difficiles à éteindre.
Le traitement du charbon pose des problèmes particuliers, cette matière étant naturellement combustible. On trouvera des informations sur les précautions à observer dans la manutention du charbon, du point de vue de la prévention des incendies et des explosions, dans les normes de la NFPA (1992b, 1994e, 1996h).
Les personnes qui travaillent dans les mines souterraines devraient connaître les gaz que l’on peut y trouver, les dangers qu’ils peuvent présenter, de même que les appareils et les systèmes dont on dispose pour les déceler. Pour celles qui utilisent ces appareils, une connaissance approfondie de leurs limitations et des caractéristiques des gaz mesurés est évidemment essentielle.
Même sans instrument, l’être humain peut, grâce à ses sens, déceler l’apparition progressive des phénomènes chimiques et physiques associés à la combustion spontanée. L’échauffement élève la température de l’air des circuits d’aérage, qu’il sature d’humidité. Lorsque cet air chaud rencontre l’air frais des entrées d’aérage, la condensation qui en résulte produit un brouillard ainsi qu’un suintement sur les surfaces des retours d’air. Un autre signe de combustion est l’odeur caractéristique d’huile ou de pétrole; de la fumée apparaît ensuite, suivie de flammes visibles.
Le monoxyde de carbone, un gaz inodore, est présent en concentrations mesurables à partir d’une température inférieure de 50 à 60 °C environ au point d’apparition de l’odeur caractéristique de la combustion spontanée. Le fonctionnement de la plupart des systèmes de détection d’incendie repose sur la mesure d’une élévation de la concentration de monoxyde de carbone au-dessus de la valeur qui règne normalement dans la partie de la mine en question.
Il se peut qu’un échauffement soit d’abord perçu par une personne qui a remarqué une légère odeur pendant un court instant. Des analyses détaillées et répétées de l’atmosphère peuvent être nécessaires avant qu’un accroissement mesurable de la concentration de monoxyde de carbone puisse être décelé. Les personnes se trouvant dans la mine ne devraient donc jamais relâcher leur vigilance, et un plan d’intervention préétabli devrait être mis en œuvre dès que l’on a suspecté ou détecté un signe de la présence de gaz. Fort heureusement, grâce aux progrès considérables de la technologie en matière de détection incendie depuis les années soixante-dix (tubes détecteurs, détecteurs électroniques de poche, systèmes fixes informatisés), il n’est désormais plus nécessaire de se fier uniquement aux sens de l’être humain.
Les appareils portatifs servant à détecter les gaz sont conçus pour déceler la présence de plusieurs gaz en concentrations capables de causer un incendie, une explosion ou une atmosphère toxique ou pauvre en oxygène, ainsi que pour fournir un signal rapide de la naissance d’un phénomène de combustion spontanée. Il existe des appareils pour le monoxyde de carbone (CO), le dioxyde de carbone (CO2), le dioxyde d’azote (NO2), le sulfure d’hydrogène (H2S) et le dioxyde de soufre (SO2). Les types d’appareils étant nombreux, il faut sélectionner celui qui convient pour une situation donnée. Pour ce faire, on se fondera sur les critères ci-après:
Tous les mineurs devraient recevoir une formation adéquate sur l’utilisation des détecteurs de gaz portatifs. L’entretien des appareils devrait être effectué conformément aux recommandations du fabricant.
Une trousse de détection est composée d’un piston à ressort ou d’une pompe à soufflet et d’une série de tubes indicateurs remplaçables, en verre, contenant des réactifs chimiques spécifiques aux gaz à mesurer. D’une capacité de 100 cm3, la pompe peut être manœuvrée à l’aide d’une seule main pour aspirer un échantillon de volume égal dans le tube indicateur avant de le faire passer dans le soufflet. Sur l’échelle graduée, l’indication de mise en garde correspond à l’interface entre la zone colorée et la zone non colorée, et non au point le plus profond de pénétration de la couleur.
Même s’il s’agit d’un dispositif facile à utiliser et ne nécessitant pas d’étalonnage, certaines précautions doivent être respectées:
On utilise des grisoumètres de type catalytique dans les mines souterraines pour mesurer la concentration de méthane dans l’air. Leur capteur fonctionne suivant le principe du pont de Wheatstone, un ensemble de quatre résistances appariées, habituellement des filaments catalytiques en spirale disposés de façon symétrique. Normalement, deux filaments sont actifs et deux autres passifs. Les filaments actifs sont enduits d’un catalyseur (de l’oxyde de palladium) pour provoquer l’oxydation du gaz inflammable à une température inférieure.
Le méthane présent dans l’atmosphère parvient à la chambre d’échantillonnage soit par diffusion à travers une plaque frittée, soit par aspiration au moyen d’un aspirateur ou d’une pompe interne. Lorsqu’on presse sur le bouton du grisoumètre, le circuit est fermé et le courant circulant par le pont de Wheatstone oxyde le méthane sur les filaments catalytiques (actifs) de la chambre d’échantillonnage. La chaleur dégagée par cette réaction élève la température des filaments catalytiques, ce qui a pour effet d’accroître leur résistance électrique et de déséquilibrer le pont. Le courant électrique circulant dans le pont est proportionnel à la résistance de l’élément et, par conséquent, à la quantité de méthane présent. Cette indication peut être lue sur un cadran gradué en pour-cent de méthane. Les éléments de référence du pont de Wheatstone servent à compenser les variations des conditions environnementales telles que la température ambiante et la pression barométrique.
Le grisoumètre catalytique présente toutefois certains défauts importants:
Les appareils à cellules électrochimiques sont utilisés dans les mines souterraines pour mesurer les concentrations d’oxygène et de monoxyde de carbone. Les appareils sont de deux types: à cellule composée, réagissant seulement au changement de concentration d’oxygène, et à cellule à pression partielle, réagissant au changement de pression partielle de l’oxygène dans l’atmosphère et, par conséquent, au nombre de molécules d’oxygène par unité de volume.
La cellule composée utilise une barrière à diffusion capillaire qui ralentit la diffusion de l’oxygène, de sorte que la vitesse à laquelle celui-ci atteint l’électrode est uniquement fonction de la teneur en oxygène de l’échantillon. Cette cellule est insensible aux variations d’altitude (pression barométrique), de température et d’humidité relative. Or, la présence de CO2 dans le mélange gazeux analysé a pour effet d’accroître la vitesse de diffusion de l’oxygène et fournit une valeur erronée, car trop élevée. Ainsi, une concentration de 1% de CO2 augmente d’au moins 0,1% la valeur indiquée d’oxygène. Bien que minime, cette augmentation inévitable n’en est pas moins importante. Il faut être conscient de cette restriction si l’on prévoit d’utiliser l’appareil après une explosion de grisou ou dans d’autres atmosphères que l’on sait contenir du CO2.
La cellule à pression partielle fonctionne suivant le même principe d’électrochimie, mais ne comporte pas de barrière de diffusion. Elle réagit uniquement au nombre de molécules d’oxygène par unité de volume; elle est par conséquent sensible à la pression. En concentrations inférieures à 10%, le CO2 n’a pas de répercussions à court terme sur la valeur affichée, mais, à plus long terme, il détruit l’électrolyte et raccourcit la durée de vie de la cellule.
La fiabilité des valeurs d’oxygène fournies par les appareils à cellule à pression partielle dépend des facteurs ci-après:
Il existe des cellules électrochimiques capables de mesurer des concentrations de CO allant de 1 ppm jusqu’à une limite supérieure de 4 000 ppm. Ces cellules mesurent le courant électrique passant entre des électrodes plongées dans un électrolyte acide. L’oxydation du CO sur l’anode produit du CO2, et le nombre d’électrons libérés par la réaction est directement proportionnel à la concentration de CO.
Il existe également des cellules électrochimiques pour la mesure de l’hydrogène, du sulfure d’hydrogène, de l’oxyde nitrique, du dioxyde d’azote et du dioxyde de soufre, mais elles présentent l’inconvénient d’être à sensibilité croisée.
Aucune cellule électrochimique n’existe dans le commerce pour la mesure du CO2. Pour remédier à cette lacune, on a mis au point un appareil portatif contenant une cellule infrarouge miniature sensible à des concentrations de dioxyde de carbone ne dépassant pas 5%.
Les détecteurs utilisant le principe de la spectrométrie d’absorption non dispersive dans l’infrarouge peuvent mesurer tous les gaz contenant des groupes chimiques tels que le CO, le CO2 et le méthyle (CH3) qui absorbent les fréquences infrarouges qui correspondent à leur structure moléculaire. Ces détecteurs sont dispendieux, mais ils peuvent fournir des valeurs exactes pour tous les gaz comme le CO, le CO2 et le méthane (CH4), même en présence de concentrations d’autres gaz et de faibles niveaux d’oxygène; ils sont par conséquent tout indiqués pour la surveillance des gaz derrière des arrêts-barrages. L’oxygène (O2), l’azote (N2) et l’hydrogène (H2) n’absorbent pas les rayons infrarouges et ne peuvent donc être détectés par cette méthode.
D’autres appareils portatifs sont fondés sur la conduction thermique et l’indice de réfraction, mais leur usage dans les houillères demeure limité.
La fiabilité des détecteurs de gaz portatifs est limitée par certains facteurs:
Les analyses et les contrôles effectués à l’aide d’appareils manuels permettent souvent de détecter des échauffements mineurs avec production limitée de CO avant que le gaz ne soit dispersé par le système d’aérage ou qu’il atteigne une concentration dépassant les limites réglementaires. Ces moyens ne sont toutefois pas suffisants lorsqu’il existe un risque significatif de combustion, que les niveaux de méthane dans les voies de retour d’air dépassent 1% ou que l’on soupçonne l’existence d’un risque potentiel. Dans ces circonstances, il faut exercer une surveillance continue des endroits stratégiques. Il existe à cette fin différents systèmes centralisés de monitorage en continu.
C’est en Allemagne, dans les années soixante, que l’on a mis au point ces appareils pour détecter une combustion spontanée et surveiller sa progression. Un appareil peut comporter jusqu’à 20 tubes de plastique (en général du nylon ou du polyéthylène), de 6 ou 9 mm de diamètre, raccordés à une extrémité à une batterie d’analyseurs à la surface et, à l’autre extrémité, à des points sélectionnés du fond. Ces tubes sont équipés de filtres, de purgeurs et de pare-flammes; les analyseurs utilisent habituellement l’infrarouge pour la détection du CO, du CO2 et du méthane, et le paramagnétisme pour la détection de l’oxygène. Une pompe aspire un échantillon dans chaque tube simultanément, et un programmateur séquentiel dirige successivement les échantillons de chaque tube vers les analyseurs correspondants. Un enregistreur de données note la concentration de chaque gaz en chaque point et déclenche automatiquement une alarme lorsque cette concentration dépasse une valeur plafond fixée d’avance.
Ce système présente les avantages ci-après:
Le système comporte toutefois des inconvénients:
Le système de télémesure utilisé pour le monitorage automatique des gaz comporte des têtes de détection à sécurité intrinsèque disposées en des endroits stratégiques du fond et reliées par des lignes téléphoniques ou des câbles à fibre optique à un module de contrôle installé en surface. Selon les besoins, le système peut être équipé de capteurs conçus pour la mesure du méthane, du CO et de la vitesse de l’air. Le capteur de mesure du CO est semblable aux capteurs électrochimiques des appareils portatifs et est assujetti aux mêmes limites. Le fonctionnement du capteur de méthane fait appel à la combustion catalytique de ce gaz sur les éléments actifs d’un circuit à pont de Wheatstone. Il convient de relever que ces éléments peuvent être pollués par des composés de soufre, des esters phosphoriques et des composés de silicium, et que le capteur est inopérant en présence de faibles concentrations d’oxygène.
Ce système présente les avantages ci-après:
Le système comporte des inconvénients:
Le chromatographe en phase gazeuse est un appareil sophistiqué pour l’analyse d’échantillons avec un degré de précision élevé; il ne pouvait, jusqu’à une date récente, être pleinement exploité que par des chimistes ou des personnes spécialement qualifiées et formées. Des échantillons de gaz en tubes sont injectés automatiquement dans l’appareil ou peuvent y être introduits manuellement à partir d’échantillons en sachets prélevés dans la mine. La séparation s’effectue dans une colonne spécialement garnie, chaque gaz éluant de la colonne étant analysé par un détecteur approprié, habituellement à conductivité thermique ou à ionisation de flamme. Ce procédé de séparation assure un degré élevé de spécificité.
Le chromatographe en phase gazeuse présente des avantages particuliers:
Le chromatographe en phase gazeuse comporte toutefois des inconvénients:
Les appareils à faisceau tubulaire ont la préférence lorsqu’on n’est pas exposé à des changements rapides de concentrations de gaz ou que l’on ne se trouve pas en présence d’atmosphères pauvres en oxygène, dans le cas, par exemple, d’un quartier barré.
Les systèmes de télémesure sont indiqués pour les voies desservies par des bandes transporteuses et les fronts de taille, où les changements rapides de concentrations de gaz peuvent être révélateurs.
La chromatographie en phase gazeuse ne remplace pas les systèmes de monitorage existants, mais elle permet des mesures plus précises et plus fiables, et cela sur une plage élargie. C’est particulièrement important lorsqu’il s’agit de déterminer s’il existe un risque d’explosion ou lorsqu’un échauffement a atteint un degré avancé.
Il est important que les prélèvements soient effectués en des points stratégiques de la mine. Un seul point de prélèvement à une certaine distance de la source de gaz ne fournira que des données vagues; si celles-ci ne sont pas étayées par des données provenant d’autres points, on court le risque de surestimer ou de sous-estimer la gravité de la situation. Par conséquent, pour détecter la naissance d’une combustion spontanée, les points de prélèvement doivent être situés là où les échauffements sont les plus susceptibles de se produire. La dilution du courant d’air doit être faible entre la source d’échauffement et le détecteur. Il ne faut pas négliger non plus la possibilité de stratification du méthane et des gaz de combustion chauds qui peut se produire dans un pendage situé dans une zone rendue impraticable. Idéalement, les points de prélèvement devraient être situés derrière les arrêts-barrages et dans le courant d’air principal du circuit d’aérage. On respectera les principes ci-après lors du prélèvement d’échantillons:
Les sacs en plastique sont d’utilisation courante pour le prélèvement d’échantillons à la mine; ils sont étanches et permettent de conserver un échantillon pendant cinq jours. Un échantillon d’hydrogène contenu dans un sachet subira toutefois une dégradation et sa concentration initiale diminuera d’environ 1,5% par jour. Si l’échantillon est placé dans une vessie de ballon de football, la concentration changera toutes les trente minutes. Les sachets sont faciles à remplir et on peut expulser l’échantillon par simple pression ou par aspiration à l’aide d’une pompe directement dans l’appareil d’analyse.
Les tubes métalliques remplis sous pression à l’aide d’une pompe peuvent conserver des échantillons pendant une durée prolongée, mais la taille de l’échantillon est limitée et les fuites ne sont pas rares. Les récipients de verre sont en revanche inertes et n’ont aucun effet sur les gaz qu’ils contiennent; toutefois, il faut tenir compte de leur fragilité et de la difficulté d’extraire l’échantillon sans qu’il ne soit dilué.
Avant de procéder à un prélèvement, il faut rincer le récipient trois fois au moins afin d’éliminer toute trace de l’échantillon précédent. Chaque récipient devrait porter une étiquette indiquant la date et l’heure de l’échantillonnage, son emplacement exact, le nom de l’opérateur et toute autre information utile.
L’interprétation des résultats d’analyse est une science difficile; elle ne devrait être confiée qu’à des personnes possédant une formation et une expérience appropriées. Ces données sont vitales dans beaucoup de situations d’urgence; elles fournissent sur l’état de la mine souterraine les informations nécessaires pour planifier et mettre en œuvre les mesures qui s’imposent. Il importe de déterminer en temps réel tous les paramètres utiles de l’atmosphère d’une mine souterraine durant un échauffement, un feu, un incendie ou une explosion, ou immédiatement après, afin que les responsables puissent évaluer correctement la situation et son évolution et déclencher sans délai les actions de sauvetage indispensables.
Les analyses de l’atmosphère devraient satisfaire aux critères ci-après:
L’interprétation des résultats des analyses de gaz devrait se faire conformément aux principes ci-après:
Pour obtenir des résultats corrects (sans air), il faut retrancher des valeurs mesurées la part de l’air atmosphérique contenu dans l’échantillon (Mackenzie-Wood et Strang, 1990). Cette manière de procéder permet de comparer des échantillons provenant de milieux similaires, après élimination de l’effet de dilution causé par l’infiltration d’air.
Le résultat net est donné par la formule:
En effet:
Les résultats nets sont utiles pour établir une tendance lorsqu’on soupçonne une possibilité de dilution entre le point de prélèvement et la source, lorsqu’il y a une fuite dans le circuit d’échantillonnage ou que les sachets d’échantillons ne sont pas étanches. Si l’on veut par exemple suivre l’évolution de la concentration de monoxyde de carbone provoquée par un échauffement, toute dilution causée par une augmentation du débit d’aérage pourrait être assimilée à tort à une diminution de la concentration de monoxyde de carbone à la source. Ce n’est qu’en déterminant les concentrations nettes (sans air) que l’on obtiendra des résultats corrects.
Des calculs similaires seront effectués s’il y a dégagement de méthane dans la zone de prélèvement: une augmentation de la concentration de méthane aura pour effet de diluer les autres gaz présents, et une élévation de la concentration de monoxyde de carbone pourrait être interprétée comme une diminution.
La concentration nette (sans méthane) est donnée par la formule:
Un corps s’enflamme spontanément lorsque la quantité de chaleur produite par réaction interne est supérieure à la quantité de chaleur dissipée et que la température élevée qui en résulte atteint le point d’inflammation de ce corps. L’échauffement spontané du charbon — on parle dans ce cas d’un feu et non d’un incendie — est généralement lent jusqu’à ce que sa température atteigne environ 70 °C. Au-delà de cette température «critique», la réaction s’accélère d’ordinaire. Au-dessus de 300 °C, il y a dégagement de matières volatiles («gaz de houille» ou «gaz de craquage»). Ces gaz (hydrogène, méthane et monoxyde de carbone) s’enflamment spontanément à environ 650 °C (il a été signalé que la présence de radicaux libres peut faire apparaître une flamme dans le charbon à une température d’environ 400 °C). Le tableau 74.4 illustre les différentes étapes d’un processus classique de combustion spontanée (l’évolution sera différente selon le type de charbon).
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Température à laquelle le charbon absorbe l’oxygène pour former un complexe et produire de la chaleur |
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30 °C |
Décomposition du complexe et production de CO/CO2 |
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45 °C |
Oxydation effective du charbon et production de CO et de CO2 |
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70 °C |
Température critique, accélération de l’échauffement |
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110 °C |
Dégagement d’humidité, de H2 et d’une odeur caractéristique |
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150 °C |
Désorption de CH4, dégagement d’hydrocarbures non saturés |
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300 °C |
Dégagement de gaz de craquage (par exemple, H2, CO, CH4) |
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400 °C |
Flamme nue |
Source: Chamberlain, 1970.
Le dégagement de monoxyde de carbone se produit généralement à 50 °C environ au-dessous de l’apparition de l’odeur caractéristique de la combustion. La plupart des appareils conçus pour indiquer l’amorce d’une combustion spontanée sont donc basés sur la détection de monoxyde de carbone en concentrations supérieures aux valeurs normales de référence pour une zone donnée de la mine.
Une fois l’échauffement décelé, il importe de le surveiller afin de connaître ses caractéristiques (par exemple, sa température et son étendue), la vitesse de montée en température, les émissions toxiques éventuelles et l’explosibilité de l’atmosphère.
Un certain nombre d’indices et de paramètres permettent de déterminer l’importance, la température et la progression d’un échauffement. Ces données sont habituellement fondées sur les changements qui s’opèrent dans la composition de l’air circulant dans une zone suspecte. Avec les années, de nombreux appareils indicateurs ont été mis au point; la plupart n’ont qu’une plage d’utilisation très restreinte et sont sans grand intérêt. Ils sont tous limités à des sites particuliers et diffèrent selon le type de charbon et les conditions ambiantes. Les méthodes les plus courantes sont basées sur l’observation de l’évolution de la concentration de monoxyde de carbone, le dégagement de monoxyde de carbone (Funkemeyer et Kock, 1989), le rapport de Graham (Graham, 1921), les gaz traceurs (Chamberlain, 1970), le rapport de Morris (Morris, 1988) et le rapport monoxyde de carbone/dioxyde de carbone. Leur utilisation peut se révéler difficile après isolement ou barrage d’un quartier en raison de l’absence d’un débit d’air défini.
Aucun appareil ne permet de suivre de manière à la fois sûre et précise l’évolution d’un échauffement. Les décisions à prendre doivent être fondées sur la collecte, l’analyse, la comparaison et l’interprétation de toutes les données disponibles en tenant compte des connaissances et de l’expérience acquises en la matière.
L’explosion est le risque isolé le plus important dans une mine de charbon. En deux ou trois secondes, une explosion peut tuer toutes les personnes se trouvant dans la mine, réduire à néant les installations et le matériel et mettre un terme définitif à l’exploitation.
Le monitorage de l’explosibilité de l’atmosphère d’une mine est donc une tâche essentielle et continue. Elle revêt un caractère particulièrement urgent lors d’opérations de sauvetage dans une mine grisouteuse.
Comme dans le cas des échauffements, un certain nombre de méthodes permettent de déterminer l’explosibilité d’une atmosphère souterraine; on peut citer le triangle de Coward (Greuer, 1974), le triangle de Hughes et Raybold (1960), le diagramme d’Ellicott (1981) et le rapport de Trickett (Jones et Trickett, 1955). En raison de la complexité et de la fluctuation des conditions régnant dans une mine, il n’existe aucune formule ou méthode qui permette d’affirmer avec certitude qu’il ne se produira pas d’explosion dans telle ou telle exploitation à un moment donné. La prévention des explosions exige par conséquent une vigilance extrême de tous les instants, un niveau élevé de suspicion et la capacité de déclencher sans hésiter les mesures appropriées au moindre signe susceptible d’évoquer l’imminence d’une explosion. Il faut souligner à ce propos qu’une interruption temporaire de l’exploitation est un prix relativement minime à payer pour empêcher qu’une explosion ne se produise.
Le présent article a fourni une brève synthèse des méthodes de détection des gaz dans les mines souterraines. Les autres considérations de sécurité et de santé liées à l’atmosphère des mines (par exemple, affections causées par les poussières, risques d’asphyxie ou d’intoxication) sont traitées dans des articles distincts du présent chapitre et ailleurs dans l’Encyclopédie.
Dans toute mine, les situations d’urgence sont souvent le résultat de l’absence ou de la défaillance de systèmes destinés à prévenir ou à contrôler les circonstances susceptibles de provoquer des incidents pouvant conduire à une catastrophe s’ils ne sont pas maîtrisés efficacement. Une urgence est un événement imprévu capable d’affecter la sécurité ou la santé des travailleurs ou la bonne marche des opérations, et qui requiert une intervention rapide et appropriée afin de se rendre maître de la situation et de limiter le plus possible les dommages.
Toute exploitation minière comporte des risques susceptibles de créer une situation d’urgence. Dans les mines de charbon souterraines, il faut compter avec le grisou, les poussières de charbon, les éboulements, la combustion spontanée et les engins lourds d’abattage et de transport. Dans les mines métalliques souterraines, une situation d’urgence peut résulter d’un éboulement (coup de terrain, chute de rocher, effondrement de piliers, etc.), de la détonation imprévue d’explosifs et de la présence de poussières de minerais de soufre. Quant aux mines à ciel ouvert, leurs risques sont liés aux gros engins mobiles de forte puissance, à la détonation imprévue d’explosifs et à la stabilité des excavations. La préparation du minerai crée également des risques: fuites ou déversements de produits chimiques dangereux, exposition à ces produits, défaillance des digues à stériles, etc.
Les techniques modernes d’exploitation intègrent des mesures utiles de contrôle des risques. Néanmoins, des catastrophes minières surviennent encore de temps à autre dans le monde, et cela en dépit du fait que plusieurs pays ont mis en œuvre des stratégies dynamiques d’amélioration de la sécurité dans les mines.
Le présent article donne un aperçu des moyens mis en œuvre pour intervenir en cas d’urgence et assurer dans toute la mesure du possible la poursuite de l’exploitation.
Le programme proposé ci-après est l’expression d’une démarche intégrée en matière de gestion des situations d’urgence. Il comporte notamment:
En intégrant les interventions à prévoir en cas d’urgence aux dispositions des normes de la famille ISO 9000 sur les systèmes de management de la qualité, on disposera d’un système bien structuré qui devrait permettre de maîtriser les situations d’urgence d’une manière à la fois rapide, efficace et sûre.
Il sera difficile de faire valoir qu’il est indispensable de disposer d’un programme d’intervention en cas d’urgence aussi longtemps que les risques potentiels n’auront pas été clairement reconnus et perçus comme une menace directe, tout à fait possible sinon probable, susceptible de se manifester dans un délai relativement court. En raison de sa nature même, on a tendance à ne reconnaître une situation d’urgence que lorsqu’elle est survenue; si on la reconnaît comme telle, on hésite souvent à lui conférer un caractère menaçant. L’absence de plans adéquats ou la présence de failles dans les plans existants accroissent la probabilité de voir survenir un incident grave ou une situation présentant un caractère d’urgence.
C’est en prenant les engagements nécessaires et en fournissant les ressources indispensables pour bien planifier les interventions requises en cas d’urgence qu’une entreprise se dotera de la capacité, des compétences et des moyens qui lui permettront de créer un milieu de travail sûr, de satisfaire à ses obligations morales et légales et d’augmenter les chances de pouvoir poursuivre ses activités en cas d’urgence. Les pertes dues aux interruptions de l’exploitation après un incendie, une explosion ou un accident n’ayant pas causé de mort d’homme sont souvent importantes en raison de l’ampleur des dommages causés et peuvent même entraîner la fermeture définitive de la mine. Les enquêtes portant sur les causes des accidents jouent également un rôle considérable. L’absence de mesures efficaces pour contrôler et gérer les événements dangereux aura pour effet d’alourdir le bilan des pertes qu’ils occasionnent.
L’élaboration et l’application d’un programme efficace d’intervention en cas d’urgence supposent des qualités en matière de leadership et de gestion ainsi que l’engagement et l’appui de la direction. Un bon système d’intervention en cas d’urgence comporte les obligations ci-après pour une entreprise:
L’entreprise peut montrer sa détermination en nommant une personne compétente et expérimentée, jouissant de l’estime générale, au poste de coordonnateur des mesures d’urgence et en lui conférant l’autorité nécessaire pour obtenir la participation et la coopération de tous les niveaux et de toutes les unités de l’organisation. La création d’un comité de planification des mesures d’urgence, sous la direction du coordonnateur, pourra favoriser la planification et la mise en œuvre de moyens intégrés d’intervention en cas d’urgence à tous les échelons de l’entreprise.
Grâce au processus d’évaluation des risques, l’entreprise devrait être en mesure d’identifier et d’analyser ceux auxquels elle est confrontée et de déterminer les probabilités et les conséquences de leur matérialisation. Ces risques seront étudiés en fonction de critères préétablis afin de déterminer s’ils sont acceptables ou non et d’adopter le cas échéant les mesures nécessaires pour les supprimer ou les atténuer. Il faudra ensuite élaborer des plans avec des objectifs précis et assurer leur mise en œuvre.
La même démarche peut être suivie pour élaborer des mesures destinées à faire face à des situations imprévues. L’analyse méthodique des risques permet d’imaginer des scénarios très proches de la réalité. Il s’agit ensuite de concevoir les mesures appropriées pour chacun des scénarios retenus, mesures qui formeront la base de la stratégie d’intervention en cas d’urgence.
Parmi les scénarios susceptibles d’être retenus, il est intéressant de noter ceux qui sont présentés au tableau 74.5. D’autres sources, par exemple la norme australienne (Australian Standard AS/NZS 4360:1999 — Risk Management) , proposent une liste de risques génériques et une classification différente des risques et de leurs conséquences; ces données constituent un plan complet d’analyse des risques pour l’établissement d’un système d’intervention en cas d’urgence.
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Feux et incendies Déversements, fuites de produits chimiques Blessures Catastrophes naturelles Evacuation de la collectivité |
Explosions/implosions Désordres civils Panne de réseau ou de service Venue d’eau |
Expositions Environnement Eboulements Transport Désincarcération |
Source: Mines Accident Prevention Association Ontario (non daté).
Le système d’intervention en cas d’urgence devrait comprendre trois niveaux. L’intervention de premier niveau englobe les actions individuelles entreprises après l’identification d’une situation ou d’un incident dangereux:
L’intervention de deuxième niveau comprend les actions des personnes appelées à intervenir lorsqu’elles sont informées de l’incident (équipes de lutte contre le feu, équipes d’intervention spéciale, personnel spécialisé, etc.) et à mettre en œuvre des compétences et des équipements de pointe.
L’intervention de troisième niveau suppose le déploiement de techniques et d’équipements plus sophistiqués; elle s’applique aux situations dans lesquelles les interventions de premier et de deuxième niveau ne peuvent être envisagées de manière sûre ou efficace. Ce type d’intervention comprend entre autres:
Une situation d’urgence qui se prolonge s’aggrave à mesure que le temps passe. Le personnel sur place doit être préparé à réagir de façon appropriée à ce type de situation. L’organisation chargée des secours doit être en mesure de coordonner et de gérer une multitude d’activités afin d’intervenir de manière rapide et efficace.
L’organisation responsable devrait élaborer un plan comportant des dispositions qui définissent et intègrent les stratégies d’urgence et qui précisent la chaîne de commandement, les ressources en personnel, les fonctions et les responsabilités de ce personnel, les équipements ainsi que les procédures. Toutes les étapes d’une situation d’urgence devraient y figurer, depuis sa reconnaissance initiale et l’instauration des mesures les plus urgentes jusqu’aux opérations de mobilisation, de déploiement des moyens et de rétablissement des conditions normales.
L’accent devrait être mis sur un certain nombre d’éléments clés, notamment:
Pour déterminer la nature et l’ampleur des moyens qui seront nécessaires en cas d’urgence, il est impératif de se reporter aux techniques de gestion du risque et d’appliquer celles qui conviennent, puis d’établir les stratégies de secours à mettre en œuvre pour maîtriser les différentes situations qui peuvent se présenter. Par exemple, face à un risque élevé d’incendie, il faudra prévoir des installations et des équipements adéquats de lutte contre le feu ainsi que les moyens requis pour déployer ce matériel en fonction du profil du risque. On pourra se reporter au tableau 74.6 pour déterminer les besoins en installations, en équipements et en matériel qui permettront de porter effectivement secours dans les situations d’urgence où il est essentiel de disposer de services de premiers secours, de moyens d’évacuation et d’équipement de survie ou de sauvetage.
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Urgence |
Intervention |
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Premier niveau |
Deuxième niveau |
Troisième niveau |
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Incendie |
Extincteurs, bornes d’incendie et tuyaux installés près des zones à risque élevé (convoyeurs, magasins de carburant, postes de transformation) ou fixés sur l’équipement quand il s’agit d’engins mobiles |
Appareils de protection respiratoire et vêtements de protection placés en des points centraux pour faciliter l’intervention des sapeurs-pompiers (générateurs de mousse, tuyaux d’incendie, etc.) |
Obturation et inertisation à distance |
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Survie et premiers secours |
Equipements de survie, respirateurs; réanimation cardio-respiratoire |
Matériel de premiers secours, de triage des blessés, de stabilisation et de désincarcération |
Unité paramédicale; expertise légale |
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Evacuation, secours et sauvetage |
Systèmes d’alerte ou d’alarme, voies de secours sûres, équipements de survie à oxygène, filins, systèmes de communication; véhicules de transport |
Abris bien équipés; équipes de sauvetage entraînées munies du matériel approprié; dispositifs de recherche de personnes |
Trous de forages de grand diamètre pour les secours; inertisation; engins de sauvetage spéciaux |
D’autres structures d’appui peuvent se révéler nécessaires dans certaines situations d’urgence, par exemple la mise en place de services de gestion de l’intervention, la désignation de zones de rassemblement pour les travailleurs et les sauveteurs, des mesures visant la sécurité des lieux et de leurs accès, la mise à disposition d’installations adéquates pour les proches et les médias, la fourniture d’équipements et de matériel divers immédiatement utilisables, etc. Il serait utile de prévoir aussi des moyens de transport et un service d’intendance. Ces structures devraient être en place avant que ne survienne un incident. Les situations d’urgence qui se sont déclarées dans les mines soulignent la nécessité de mettre l’accent sur trois points relevant spécifiquement de l’infrastructure: les abris, les communications et la surveillance de l’atmosphère.
Ces abris facilitent les opérations de secours et de sauvetage au fond. Certains sont équipés d’appareils individuels de survie et de moyens permettant au personnel de communiquer avec la surface; d’autres procurent un refuge pendant une période prolongée, en attendant l’arrivée des sauveteurs.
C’est la configuration générale du système de secours et de sauvetage qui dicte en tout premier ressort la décision d’installer ou non des abris-refuges ou des niches de sécurité dans une mine. On tiendra compte en outre des facteurs ci-après dans toute étude concernant l’éventuelle mise en place de ce type d’installations:
Chaque mine dispose d’un réseau de communication destiné à faciliter la conduite des opérations et à transmettre d’éventuelles demandes de secours. Malheureusement, cette infrastructure n’est souvent pas assez robuste pour résister à une explosion ou à un incendie importants, ce qui a pour effet d’interrompre les transmissions au moment où elles sont d’une importance vitale. Outre qu’elles requièrent l’accès à un combiné téléphonique dont l’utilisation n’est guère compatible avec le port d’un appareil respiratoire, les lignes conventionnelles de communication sont souvent installées dans les voies principales d’aérage plutôt que dans les voies de secours.
Les besoins en communications après un incident devraient être évalués de manière approfondie. Bien qu’il soit préférable, pour des raisons de maintenance, de coût et de fiabilité, qu’un tel système de communication fasse partie intégrante du système de communication normal, il peut être justifié d’installer un système autonome pour les urgences. En tout état de cause, les systèmes de communication de la mine doivent faire partie intégrante de la stratégie globale de gestion des secours, du sauvetage et des urgences.
Il est essentiel de connaître les conditions prévalant dans une mine suite à un incident pour déterminer et mettre en œuvre les moyens voulus pour maîtriser la situation, ainsi que pour secourir et évacuer les travailleurs restés à l’intérieur, tout en assurant la protection des sauveteurs. Une fois que les besoins en monitorage de l’air dans la mine auront été analysés, il s’agira de mettre en place un ensemble de mesures appropriées portant sur:
La capacité de reconnaître les risques, de déterminer les mesures à prendre, d’organiser les secours et de choisir les moyens nécessaires sont autant de qualités et de compétences requises pour faire face à une situation d’urgence.
Celles-ci ne se limitent pas à la planification et à la gestion d’une situation de crise; elles supposent également un vaste ensemble de connaissances de base associées aux interventions primaires et secondaires et qui devraient faire partie d’une stratégie complète de formation comprenant:
Tout plan d’intervention en cas d’urgence bien conçu fournit un cadre à l’élaboration d’une stratégie privilégiant une formation de caractère pratique. En effet, il permet d’identifier de façon raisonnablement fiable les besoins susceptibles d’apparaître dans une situation d’urgence, leur importance et leurs conséquences prévisibles pour la mine, ainsi que les compétences nécessaires pour y faire face. Ce plan devrait notamment comprendre:
Les différents éléments de la formation en matière d’interventions en cas d’urgence relèvent des diverses catégories indiquées au tableau 74.7.
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Niveaux de formation |
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Premier niveau — éducation |
Deuxième niveau — procédures |
Troisième niveau — exécution |
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Vise à assurer que les employés saisissent la nature des urgences dans les mines et qu’ilsconnaissent les conséquences du plan global d’action pour chaque personne, y compris les mesures de première intervention |
Qualifications et compétences pour exécuter les procédures définies dans les plans d’urgence et les mesures de deuxième intervention associées à leurs scénarios spécifiques |
Qualifications et compétences requises pour gérer et maîtriser les situations d’urgence |
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Connaissances et compétences |
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Connaissance des indicateurs clés des incidents miniers dangereux |
Connaissance des indicateurs clés des incidents miniers dangereux |
Connaissance des indicateurs clés des urgences dans les mines; connaissance détaillée des situations imposant le déclenchement des mesures d’urgence |
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Conditions environnementales suite à un accident (par exemple, température, visibilité, présence de gaz) |
Aptitude à détecter, à surveiller et à évaluer les conditions environnementales suite à un accident minier dangereux (par exemple, gaz de mine, aérage, fumée) |
Connaissance détaillée de l’aménagement de la mine, de son réseau d’aérage et de ses moyens de surveillance |
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Aptitude à réagir à des changements négatifs (par exemple, fumées, arrêt de l’aérage) |
Aptitude à évaluer et à interpréter les changements du système d’aérage de la mine (par exemple, destruction des arrêts, des sas, des superpositions de voies d’aérage; dommages aux ventilateurs principaux) |
Aptitude à évaluer et à interpréter les données des systèmes d’information de la mine (par exemple, données de surveillance de l’aérage et de mesurage de l’atmosphère) |
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Aptitude à transmettre l’information requise après un incident dangereux |
Connaissance des mesures de maîtrise et d’atténuation des incidents (par exemple, lutte contre l’incendie, recherche et sauvetage, rétablissement de l’aérage, premiers secours, triage et désincarcération) |
Sensibilisation aux mesures pouvant être utilisées pour maîtriser et atténuer une urgence |
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Connaissance des techniques d’intervention à mettre en œuvre selon les conditions ambiantes |
Connaissance du rôle et des responsabilités attribuées au personnel de la mine en vertu du plan d’urgence, et de la capacité d’exercer les fonctions correspondantes |
Aptitude à exécuter et à gérer des plans et des procédures d’intervention et à effectuer des simulations de situations d’urgence |
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Connaissance des possibilités et des limites des appareils, des voies et des systèmes de secours |
Sensibilisation à l’utilisation et aux limites des appareils, des voies et des systèmes de secours (par exemple, appareils de survie, abris-refuges, respirateurs) |
Aptitude à mettre en œuvre les communications et les protocoles d’urgence, internes et externes |
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Connaissance des rôles et des responsabilités de tout le personnel de la mine en cas d’urgence, y compris les fonctions et les responsabilités individuelles |
Aptitude à mettre en application les communications et les protocoles d’urgence internes |
Connaissance de la capacité des services extérieurs de sauvetage et de secours, et de l’accès à ces services |
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Possession des qualités et des compétences de première intervention, associées aux scénarios spécifiques d’urgence (par exemple, données de base concernant la lutte contre l’incendie, les techniques de survie, l’évacuation et le refuge) |
Sensibilisation à l’utilisation et aux limites des appareils, des voies et des systèmes de secours (par exemple, appareils de survie, abris-refuges, respirateurs) |
Capacité d’organiser une équipe pour les incidents graves ou les situations critiques et de lui fournir le soutien nécessaire |
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Connaissances en matière de sauvetage minier et d’autres services d’urgence |
Capacité des services de sauvetage et des autres services chargés des procédures d’urgence |
Connaissance de la capacité et du déploiement du troisième niveau (par exemple, systèmes de localisation, neutralisation, obturation à distance, trous de forage de grand diamètre pour le secours, laboratoires mobiles) |
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Participation à des simulations de situations d’urgence |
Déclenchement des plans d’urgence fournis par des services extérieurs |
Aptitude à faire appel à des spécialistes (par exemple, unités paramédicales, experts en médecine légale, juristes, psychologues pour l’aide aux victimes de stress, techniciens) |
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Participation à des urgences simulées et à des exercices |
Capacité de gestion et de direction des opérations en situation de crise |
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L’évaluation de l’efficacité des plans d’urgence (procédures, moyens, formation, compétences du personnel, etc.) s’accompagne nécessairement d’un programme d’audit et de suivi. Audits et simulations fournissent dans tous les cas l’occasion d’améliorer l’efficacité des interventions, de formuler des critiques constructives et de confirmer la bonne exécution des actions clés.
Tout plan d’urgence devrait être testé sur place au moins une fois par année, pour chaque équipe. Les éléments sensibles — comme l’alimentation de secours et les systèmes d’alarme à distance — devraient faire l’objet de vérifications spéciales plus fréquentes.
Il existe deux formes d’audits. L’audit horizontal vise le fonctionnement d’éléments spécifiques et de moindre importance du plan d’intervention global et se propose d’en détecter les carences. Même si elles sont en apparence mineures, des carences peuvent avoir des conséquences graves en situation d’urgence. On trouvera des exemples de ces carences au tableau 74.8. L’audit vertical , en revanche, s’intéresse à l’entrée en action simultanée de plusieurs éléments constitutifs du plan d’intervention en simulant une situation d’urgence. Il teste le déclenchement du plan d’urgence, les procédures de recherche et de sauvetage, la lutte contre le feu ainsi que la logistique en cas d’intervention dans une exploitation éloignée.
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Disposition |
Lacunes |
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Indicateurs de l’imminence d’un incident ou d’un événement dangereux |
Incapacité de reconnaître l’incident ou l’événement, de communiquer l’information, de la consigner et de prendre les mesures nécessaires |
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Procédures d’alerte/ d’évacuation |
Méconnaissance des procédures d’évacuation |
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Port des appareils respiratoires de secours |
Méconnaissance de l’utilisation des appareils de protection respiratoire de secours |
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Matériel de lutte contre l’incendie |
Extincteurs vides; têtes d’extincteurs automatiques encrassées; bornes d’incendie masquées ou enfouies |
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Alarmes |
Alarmes ignorées par le personnel |
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Appareils de mesurage des gaz |
Manque de maintenance et d’étalonnage à intervalles réguliers |
Les simulations peuvent mettre en scène des personnes appartenant à des services différents, voire à d’autres entreprises, des organisations d’entraide et même des services d’urgence comme la police et les sapeurs-pompiers. La participation d’organisations extérieures peut être bénéfique pour tous; elle fournit une excellente occasion d’intégrer les équipes d’intervention, de rassembler les moyens et d’adapter les capacités d’action aux principaux risques propres à certains sites.
Un examen critique systématique sera effectué dès que possible après tout audit et simulation. Les carences mises en évidence devraient être déterminées avec le plus de précision possible, et les procédures revues afin de les amender le cas échéant; si des changements ont été apportés, les résultats devraient être contrôlés.
Un programme suivi mettant l’accent sur la planification, les compétences, la discipline et le travail d’équipe permettra d’assurer le succès des exercices de simulation et de formation. L’expérience a démontré à maintes reprises que ces exercices sont bénéfiques; ils offrent en tout cas l’occasion de mettre en évidence les forces et les faiblesses du plan d’intervention en cas d’urgence.
La plupart des risques ont une dynamique; il importe dès lors de surveiller leur évolution pour décider en cas de besoin des ajustements à apporter au niveau des personnes, des méthodes et des équipements. On pourra être amené à modifier l’ordre des priorités en matière de risques ou la capacité d’intervention.
Les situations d’urgence sont souvent considérées comme des événements totalement inattendus. En réalité, à notre époque marquée par d’énormes progrès dans le domaine de l’information et des communications, seuls quelques événements peuvent encore être réellement qualifiés d’imprévus. Rares sont les catastrophes dont on peut dire qu’elles ne se sont pas encore produites. Une abondante documentation (presse spécialisée, alertes au danger, statistiques d’accidents, rapports techniques, etc.) nous fournit de solides données historiques et devrait nous aider à imaginer ce que l’avenir peut réserver à ceux qui ne sont pas préparés.
Les changements qui s’opèrent dans l’industrie modifient également la nature des situations d’urgence qui peuvent survenir. Si l’on se fie aveuglément aux méthodes du passé, on risque de ne pas avoir en main tous les éléments requis pour traiter les événements futurs.
La gestion des risques permet d’aborder de façon complète et systématique la connaissance des dangers propres aux mines et de mettre en place des plans et des moyens d’intervention efficaces en cas d’urgence. Il importe par conséquent de se familiariser avec cet outil et d’en maîtriser l’application.
Une bonne capacité d’intervention en cas d’urgence repose sur la sensibilisation de l’ensemble du personnel de la mine. Celui-ci devrait être soumis à un entraînement prospectif réaliste dans des conditions de chaleur, d’humidité, de fumée et de faible visibilité. Une formation insuffisante ou exclusivement théorique peut suffire à transformer un incident en une catastrophe.
La convention (no 176) de l’Organisation internationale du Travail (OIT) sur la sécurité et la santé dans les mines, 1995, et la recommandation no 183 qui l’accompagne constituent des outils de référence générale pour l’amélioration de la sécurité et de la santé dans les mines.
Remerciements: les auteurs tiennent à remercier M. Paul MacKenzie-Wood, directeur, Coal Mines Technical Services (Mines Rescue Service, NGS, Australie) pour sa collaboration à la mise au point du présent article.
Les risques pour la santé dans les mines et les carrières peuvent être classés en deux catégories: les risques liés aux aérosols et aux poussières et les risques physiques. Dans la première catégorie, on peut ranger plusieurs types de matières particulaires: les gaz naturellement présents dans l’atmosphère de la mine, les gaz d’échappement des moteurs et certaines vapeurs chimiques. Quant aux risques physiques, ils comprennent: le bruit, les vibrations, la chaleur, les variations de la pression barométrique et les rayonnements ionisants. Tous ces risques sont présents à des degrés divers, suivant la nature du minerai et des roches encaissantes, la profondeur des chantiers et les méthodes d’exploitation. De plus, les mineurs qui travaillent ensemble dans des quartiers isolés peuvent être exposés aux risques de transmission de certaines maladies infectieuses comme la tuberculose, l’hépatite (B et E) et le virus de l’immunodéficience humaine (VIH). Le degré d’exposition des mineurs à ces divers risques varie selon la tâche qu’ils effectuent, la proximité du risque et l’efficacité des mesures de prévention ou de suppression mises en œuvre.
C’est à la silice cristalline libre, élément constitutif le plus abondant de l’écorce terrestre, que les mineurs et les carriers sont le plus communément exposés. La silice libre est du dioxyde de silicium qui n’est pas lié chimiquement à un autre élément pour former un silicate. Sa forme la plus courante est le quartz, bien qu’elle puisse également se présenter sous forme de trydimite ou de cristobalite. Toutes les opérations de foration, de tir, de fragmentation, de concassage et de transport de roches silicieuses peuvent produire des particules respirables. La teneur en silice des différents types de roches varie, sans être pour autant un indicateur fiable de la quantité de poussières de silice respirables que peut renfermer un échantillon d’air. Ainsi, il n’est pas rare de mesurer une teneur en silice libre de 30% dans une roche et de 10% seulement dans un échantillon d’air, et vice versa. Le grès peut contenir jusqu’à 100% de silice, le granite jusqu’à 40% et l’ardoise jusqu’à 30%, la teneur pouvant être moins élevée dans les autres minéraux. Le risque d’exposition aux particules en suspension dans l’air est réel dans n’importe quel type de mine souterraine ou à ciel ouvert dont les morts-terrains, le gisement ou les roches encaissantes renferment de la silice. Le même risque s’applique aux poussières soulevées par le vent, les véhicules de transport ou les engins de terrassement.
A partir de certaines doses absorbées, la silice peut provoquer une silicose, forme de pneumoconiose qui se développe de manière insidieuse après des années d’exposition. Une exposition exceptionnellement forte peut causer une silicose aiguë ou accélérée en quelques mois, évoluant en quelques années vers l’insuffisance respiratoire et la mort. L’exposition à la silice est également associée à un risque accru de tuberculose, de cancer du poumon et de certaines maladies auto-immunes comme la sclérodermie, le lupus érythémateux général et l’arthrite rhumatoïde. Par ailleurs, la silice qui vient d’être fragmentée semble plus active et dangereuse que la poussière inerte; cela pourrait être dû à la charge de surface plus élevée des particules fraîchement formées.
Les opérations qui produisent le plus souvent des poussières de silice respirables dans les mines et les carrières sont la foration, le tir de mines et l’abattage de roches contenant de la silice. La plupart des trous de mines sont réalisés à l’aide de perforatrices pneumatiques à percussion montées sur chenilles. Ces machines associent rotation, impact et poussée du fleuret. L’air comprimé qui actionne les perforatrices sert également à chasser les éclats et les poussières hors du trou. En cas de fuite d’air, de grandes quantités de poussières peuvent être soulevées et demeurer en suspension dans l’atmosphère. Le marteau-piqueur à main est un outil d’abattage de plus petite taille qui fonctionne suivant le même principe. Il transmet une dose appréciable de vibrations, et l’opérateur risque de souffrir de troubles vasomoteurs; c’est la maladie dite du «doigt mort». On a décelé des cas de cette affection chez des mineurs en Inde, au Japon, au Canada et ailleurs. Le marteau-perforateur, la perforatrice montée sur rails et le marteau-piqueur sont également utilisés sur des chantiers de construction pour forer des trous ou briser de la roche, du béton ou des revêtements routiers.
Des moyens efficaces de lutte contre les poussières ont été mis au point pour ces engins. Un brouillard d’eau parfois additionné d’un agent mouillant peut être injecté dans l’air qui s’échappe de l’engin, ce qui favorise l’agglomération par coalescence des particules de poussière qui, devenues plus lourdes, se déposent. Si l’on utilise trop d’eau, un collet se forme entre le fleuret d’acier et les parois du trou foré, et il n’est pas rare de devoir le briser pour retirer le fleuret; en revanche, si l’on utilise trop peu d’eau, la suppression des poussières est inefficace. Cette méthode de lutte contre les poussières comporte toutefois des inconvénients: la vitesse d’avancement est réduite, l’alimentation en eau peut être insuffisante, et le lubrifiant est chassé par l’eau, ce qui entraîne une usure des pièces plus rapide.
Il existe une autre méthode pour lutter contre les poussières produites par les engins de foration: leur adjoindre une aspiration localisée. Un courant d’air circulant en sens inverse dans le fleuret d’acier capte une partie de la poussière, qui est évacuée par un ventilateur. Ce dispositif offre un meilleur rendement que les systèmes qui utilisent de l’eau: les fleurets durent plus longtemps et l’avancement est plus rapide. Toutefois, il est plus coûteux et nécessite davantage d’entretien.
On recourt parfois à des cabines alimentées en air filtré pouvant être équipées d’un climatiseur, ce qui est apprécié des opérateurs d’engins de perforation et de bouteurs et des conducteurs de véhicules. Ils peuvent porter un appareil de protection respiratoire bien adapté pour se prémunir temporairement ou lorsque les autres moyens se révèlent peu efficaces.
L’exposition à la silice présente également un risque dans les carrières où l’on procède à l’extraction et à la taille de la pierre. Aujourd’hui, la méthode la plus couramment utilisée consiste à pratiquer des saignées à la flamme au moyen d’un brûleur alimenté en fioul et en air comprimé; cette méthode libère des particules de silice. Le problème le plus sérieux lié à l’utilisation des brûleurs est cependant leur niveau de bruit élevé, qui peut dépasser 120 dBA au moment de l’allumage du brûleur et à sa sortie d’une saignée. Lorsqu’il est engagé dans la saignée, le niveau sonore atteint encore 115 dBA environ. La pierre peut aussi être découpée à l’aide d’un jet d’eau à très haute pression.
On trouve souvent, dans une carrière ou à proximité, un atelier où les blocs de pierre sont débités ou travaillés. Si l’atelier n’est pas équipé d’un système d’aspiration localisée efficace, les tailleurs de pierre peuvent être exposés à de très fortes concentrations de silice produites par les outils vibrants ou rotatifs.
Les poussières de charbon respirables que l’on trouve dans les mines de charbon souterraines et à ciel ouvert, de même que dans les ateliers de préparation des charbons, sont aussi un risque pour la santé. Les mélanges traités contiennent surtout du charbon, mais on peut y trouver de la silice, de l’argile, du calcaire et d’autres minéraux.
En général, les exploitations mécanisées produisent plus de poussières que celles qui recourent à des méthodes manuelles; certaines méthodes mécanisées en produisent plus que d’autres. Le havage est une technique particulièrement poussiéreuse. Des poussières sont également produites et mises en suspension dans l’air lors des transferts du charbon abattu entre un véhicule et un convoyeur à bande ou un autre engin de transport.
Les poussières des mines de charbon induisent la pneumoconiose des mineurs (anthracose) et favorisent l’apparition de maladies chroniques des voies respiratoires comme la bronchite et l’emphysème. Les charbons de rang élevé (par exemple les charbons à haute teneur en carbone comme l’anthracite) sont associés à un risque accru de pneumoconiose. L’exposition aux poussières de charbon peut également causer certaines réactions de type rhumatoïde.
Il est possible de réduire la production de poussières dans les mines de charbon en modifiant les techniques d’abattage; quant à leur dispersion, elle peut être limitée par l’emploi d’une ventilation adéquate et d’eau pulvérisée. En réduisant la vitesse des tambours et des chaînes de haveuses et en augmentant leur cadence de progression dans la veine de charbon, on peut diminuer les concentrations de poussières sans que cela n’entraîne une baisse de productivité. Dans les chantiers par longues tailles, la quantité de poussières est moins importante lorsque l’abattage s’effectue en une seule passe (plutôt qu’en deux) suivie d’un retour à vide. La dispersion des poussières dans les longues tailles sera réduite si le courant d’air, la tête d’abattage et le convoyeur à chaîne du front de taille se déplacent tous dans le même sens. Une méthode d’abattage innovatrice a été mise au point: elle repose sur l’emploi d’une tête excentrée dont l’action est continue, perpendiculaire au fil du gisement et qui semble générer moins de poussières que la tête circulaire classique.
Une ventilation mécanique dirigeant l’air sur les mineurs avant qu’il ne frappe le front de taille peut réduire leur exposition aux poussières. Le front peut aussi bénéficier d’une ventilation localisée d’appoint.
Une autre méthode consiste à mettre en œuvre des jets d’eau pulvérisée positionnés stratégiquement près de la tête d’abattage pour chasser les poussières à l’écart du mineur, vers le front de taille. L’utilisation d’agents tensioactifs contribue elle aussi à réduire les concentrations de poussières de charbon.
Les mineurs qui travaillent dans des mines d’amiante ou de minerai contenant de l’amiante sont exposés à des risques sérieux. On sait que l’exposition à l’amiante a accru le risque de mésothéliome et de cancer du poumon. Elle se traduit également par un risque plus élevé de contracter une asbestose (autre type de pneumoconiose) ou une affection des voies aériennes.
Les gaz d’échappement des moteurs diesel sont un mélange complexe de gaz, de vapeurs et de matières particulaires. Les gaz les plus dangereux sont le monoxyde de carbone, les oxydes d’azote et le dioxyde de soufre. Ils contiennent également de nombreux composés organiques volatils (COV) comme les aldéhydes et les hydrocarbures imbrûlés, les hydrocarbures aromatiques polycycliques (HAP) et les HAP nitrés (N-HAP). Les HAP et les N-HAP sont également adsorbés sur les particules de fioul. Les oxydes d’azote, le dioxyde de soufre et les aldéhydes sont tous des irritants respiratoires aigus. Beaucoup de HAP et de N-HAP sont par ailleurs cancérogènes.
Les particules émises par les moteurs diesel sont des particules de carbone de faible diamètre (<1 µm) condensées à partir des gaz d’échappement et qui s’agglomèrent souvent, dans l’air, en grappes ou en chaînes. Toutes ces particules sont respirables. Elles se sont révélées cancérogènes chez des animaux de laboratoire, et leur présence paraît augmenter le risque de cancer du poumon chez les travailleurs exposés à des concentrations supérieures à environ 0,1 mg/m3. Or, les mineurs du fond sont exposés à des concentrations sensiblement plus élevées. Le Centre international de recherche sur le cancer (CIRC) estime que les particules émises dans les gaz d’échappement des moteurs diesel sont probablement cancérogènes.
Une modification des moteurs et l’utilisation de carburants de haute qualité, propres et à faible teneur en soufre, devraient permettre de réduire les émissions polluantes. Les moteurs de moindre puissance à régime réduit et les carburants à faible indice de cétane produisent moins de particules. L’utilisation de carburants à faible teneur en soufre produit également moins de dioxyde de soufre (SO2) et de matières particulaires. Des filtres efficaces peuvent être montés sur les moteurs; ils permettent d’éliminer plus de 90% des matières particulaires contenues dans les gaz d’échappement. Ces filtres existent pour les moteurs sans laveur et pour les moteurs avec laveur à pulvérisation d’eau ou par voie sèche. De plus, l’installation d’un convertisseur catalytique apporte une réduction appréciable des émissions de monoxyde de carbone. Il y a formation d’oxydes d’azote dès que l’azote et l’oxygène sont soumis à des pressions et des températures élevées (par exemple, à l’intérieur des cylindres d’un moteur diesel), d’où une plus grande difficulté à les éliminer.
Dans les mines souterraines, la concentration de particules diesel dispersées peut être abaissée par une ventilation mécanique adéquate; une autre solution consiste à réduire l’utilisation de moteurs diesel. Pour tous les engins, machines et véhicules à moteur diesel, il convient de prévoir un débit minimal de ventilation pour diluer et évacuer les gaz d’échappement. Les besoins en ventilation sont fonction de la puissance du moteur et de l’usage auquel il est destiné. Si plus d’un moteur diesel est utilisé dans un même circuit d’aérage, il faudra accroître le débit d’aérage.
Un moteur diesel peut également aggraver le risque d’incendie ou d’explosion, car sa température superficielle est très élevée et il émet des gaz d’échappement très chauds accompagnés de flammes et d’étincelles, ce qui peut avoir pour conséquence d’enflammer des poussières de charbon ou toute autre matière combustible. Pour prévenir la combustion du charbon, il faut que la température superficielle du moteur ne dépasse pas 150 °C. L’installation d’un laveur devrait supprimer les flammes et les étincelles sortant du pot d’échappement qui pourraient enflammer le grisou ou les poussières de charbon.
On trouvera au tableau 74.9 une liste des gaz couramment rencontrés dans les mines. Dans les mines de charbon, les gaz d’origine naturelle les plus importants sont le méthane et le sulfure d’hydrogène; dans les mines d’uranium et les autres types de mines, c’est le radon. Une déficience en oxygène peut affecter les mines de charbon aussi bien que les mines d’uranium. Le méthane est un gaz combustible dont l’inflammation est responsable de la plupart des explosions dans les mines de charbon, lesquelles sont souvent suivies d’explosions plus violentes dues à l’inflammation des poussières de charbon soulevées par le souffle de la première. Dans toute l’histoire des charbonnages, des milliers de mineurs sont morts principalement par suite de feux et d’incendies et d’explosions. On peut réduire le risque d’explosion en diluant le méthane jusqu’à une concentration inférieure à sa limite explosive inférieure et en proscrivant toute source potentielle d’inflammation près du front de taille, là où la concentration du gaz est habituellement la plus élevée. La schistification — pulvérisation de calcaire ou de toute autre poussière de roche incombustible exempte de silice sur les parements, le sol et le toit des galeries — contribue à prévenir les explosions de poussières; il ne se produira pas d’explosion secondaire si la poussière soulevée par l’explosion de méthane n’est pas combustible.
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Gaz |
Nom courant |
Effets sur la santé |
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Méthane (CH4) |
Grisou |
Gaz inflammable, explosif; asphyxie simple |
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Monoxyde de carbone (CO) |
Oxyde de carbone |
Asphyxie chimique |
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Sulfure d’hydrogène (H2S) |
Gaz puant |
Irritation des yeux, du nez et de la gorge; insuffisance respiratoire aiguë |
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Atmosphère pauvre en oxygène |
Mofette |
Anoxie |
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Sous-produits du tir de mines |
Produits du tir |
Irritation des voies respiratoires |
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Gaz d’échappement des moteurs diesel |
Même appellation |
Irritation des voies respiratoires, cancer du poumon |
Le radon est un gaz radioactif d’origine naturelle que l’on trouve entre autres dans les mines d’uranium et les mines d’étain; les mines de charbon n’en renferment pas. Ce gaz est une source de rayonnements ionisants (voir plus loin).
Parmi les autres sources de risques associés à des gaz, on peut ranger les irritants respiratoires présents dans les gaz d’échappement des moteurs diesel et dans les produits dégagés par les tirs de mines. Le monoxyde de carbone se rencontre non seulement dans l’échappement des moteurs, mais aussi dans les incendies où il peut atteindre des concentrations létales et créer un risque d’explosion.
Des oxydes d’azote (NOx) — surtout NO et NO2 — sont émis par les moteurs diesel et sont aussi des sous-produits des tirs de mines. Le bon fonctionnement des moteurs diesel demande que l’air (composé de 79% d’azote et de 20% d’oxygène) soit porté à des niveaux de températures et des pressions élevées, ce qui entraîne la formation de NOx. Une certaine réduction de NOx est néanmoins possible si la température du moteur est réduite et si l’on accroît la ventilation pour diluer et évacuer les gaz d’échappement.
Les NOx sont également des sous-produits du tir de mines. Lors des tirs, les mineurs sont évacués de la zone dangereuse. Pour éviter une trop grande exposition aux NOx, aux poussières et aux autres produits générés par les tirs, le retour des mineurs est retardé jusqu’à ce que le système d’aérage de la mine ait évacué une quantité suffisante de sous-produits de l’explosion, après quoi il s’effectue par une voie d’entrée d’air.
L’insuffisance d’oxygène peut être due à de multiples causes. L’oxygène peut être déplacé par d’autres gaz, par exemple le méthane, ou il peut être consommé par la combustion ou par des micro-organismes présents dans un espace non aéré.
Il existe bon nombre d’autres matières en suspension dans l’air auxquelles des groupes particuliers de mineurs peuvent être exposés. L’exposition des vapeurs de mercure et les risques d’intoxication qui en découlent font partie des risques encourus par les mineurs travaillant à l’extraction de l’or, les personnes affectées au traitement de l’or ainsi que les travailleurs des mines de mercure. L’exposition à l’arsenic et le risque associé de cancer du poumon se rencontrent dans les mines d’or et de plomb. Les mineurs du nickel sont exposés à ce métal et, par conséquent, au risque de cancer du poumon et d’allergies cutanées.
Certaines matières plastiques ont trouvé une utilisation dans les mines, entre autres les mousses d’urée-formaldéhyde et de polyuréthane qui sont produites sur place. Elles servent à obturer les trous de forage et à améliorer la ventilation tout en contribuant à l’ancrage du toit. Le formaldéhyde et les isocyanates, deux matières de base de ces mousses, sont des irritants respiratoires qui peuvent provoquer une sensibilisation allergique; il est pratiquement impossible pour les mineurs sensibilisés de travailler en présence de l’un ou l’autre de ces éléments. Enfin, le formaldéhyde est un agent cancérogène pour l’humain (Groupe 1 du CIRC).
Le bruit est très répandu dans les opérations minières. L’utilisation d’engins puissants, les tirs à l’explosif et le transport du minerai sont sources de bruit. L’espace habituellement limité des chantiers souterrains crée une forte réverbération. Pour une même source de bruit, l’intensité sonore est plus forte en milieu confiné qu’en milieu ouvert.
L’exposition au bruit des machines peut être réduite par des moyens conventionnels. Il est possible de rendre les transmissions moins bruyantes, les échappements des moteurs plus silencieux; il est également possible de réduire la nuisance sonore des machines hydrauliques. Les goulottes et cheminées peuvent être isolées ou garnies de matériaux insonorisants. L’utilisation d’un équipement de protection de l’ouïe combinée à des examens audiométriques périodiques est souvent nécessaire.
Les rayonnements ionisants font partie des risques de l’industrie minière. Du radon peut être émis lorsqu’un massif rocheux est attaqué à l’explosif; il peut aussi être entraîné dans la mine par des voies d’eau souterraines. Le radon est un gaz, il est donc en suspension dans l’air. Le radon et ses produits de filiation émettent des rayonnements ionisants suffisamment puissants pour entraîner la formation de cellules cancéreuses dans les poumons. On observe des taux de mortalité élevés dus au cancer du poumon chez les mineurs qui travaillent à l’extraction de l’uranium; dans le cas des mineurs qui fument, ce taux est beaucoup plus élevé.
La chaleur est un risque dans les mines souterraines comme dans les exploitations à ciel ouvert. Dans les mines souterraines, la principale source de chaleur est le massif lui-même. La température de la roche augmente d’environ 1 °C par tranche de 100 m. Les autres sources de contrainte thermique sont la dépense énergétique des travailleurs, une ventilation insuffisante, la température ambiante et le degré d’humidité, ainsi que la chaleur générée par les machines d’exploitation, particulièrement les moteurs diesel. Dans les mines très profondes (plus de 1 000 m), la chaleur peut être source de problèmes critiques, la température des parois pouvant atteindre 40 °C. Dans les mines profondes d’Afrique du Sud, des groupes de climatisation en service au fond améliorent sensiblement le confort des mineurs et rendent leur travail moins pénible. Dans les mines à ciel ouvert, ce sont l’activité physique, la proximité de moteurs chauds, la température de l’air, l’humidité et l’exposition aux rayons du soleil qui sont les principales sources de chaleur.
Pour réduire la contrainte thermique des travailleurs dans ces mines, on peut refroidir les machines dont la température de fonctionnement est élevée, alléger l’activité physique, assurer un approvisionnement suffisant en eau potable, un travail à l’abri du soleil et une ventilation adéquate. Pour ce qui est des engins mécanisés, l’installation d’une cabine climatisée serait la bienvenue.
De nombreuses mines sont à haute altitude (parfois à plus de 4 600 m) et ceux qui y sont employés peuvent souffrir du mal des montagnes. Leur état de santé peut s’aggraver s’ils doivent faire la navette entre un chantier situé à haute altitude et un endroit moins élevé où la pression atmosphérique est plus proche de la valeur normale.