Les MINES de FER de
LORRAINE
au DÉBUT des ANNÉES 1980
suivi
d’une
DESCRIPTION DÉTAILLÉE de
la MINE DE MAIRY
François-Xavier BIBERT – 1980 et 2008
1. Les MINES de FER de LORRAINE
1. Histoire
Les premières preuves
de l'industrie du fer, dans ce qui est aujourd'hui la France, datent de 700 à
500 ans avant J‑C ; les témoignages en sont conservés dans les
musées (Musée des Antiquités nationales à
Saint-Germain-en-Laye et Musée du Fer à Jarville près
de Nancy) et aussi sur le terrain dont les noms de lieux et les tas de déchets
provenant du traitement des minerais. Ceux-ci, extraits de gisements facilement
accessibles, filoniens en couche ou en remplissage karstique, se trouvaient sur
toute l'étendue du pays dont la couverture boisée fournissait le combustible
nécessaire ; les nombreux cours d'eau, dont les vallées faisaient affleurer les
dépôts sédimentaires, permettaient l'enrichissement par débourbage et
fournissaient l'énergie nécessaire au soufflage des fourneaux et au martelage
des éponges de fer qu'ils produisaient.
Les Chartreux furent les premiers à utiliser des
fourneaux dans lesquels la fusion du métal et de sa gangue permit d'assurer un
régime continu; ces «hauts fourneaux» alimentés au charbon de bois, se
répandront dans tous le pays et donneront naissance à des centres industriels,
dont la plupart existent encore, quoique ne possédant plus les moyens
d'élaborer le métal à partir du minerai. Ceux-ci se concentreront, d'une part
sur les rivages occidentaux (Le Boucau, Trignac, Rouen, Boulogne-sur-Mer) où
les hauts fourneaux utiliseront des minerais et des combustibles importés, d'autre
part à côté des gisements de minerai de fer importants.
C'est ce qui se
produira, en particulier, en Lorraine, où un gisement évalué il y a un siècle à
plusieurs milliards de tonnes et d'exploitation facile, a permis de construire
sur place des usines productrices de plusieurs centaines de milliers de tonnes
d'acier par an, et d'alimenter des usines assez lointaines : vallées de la
Sambre et de la Meuse (Valenciennes, Charleroi, Liège) région industrielle
sarroise et même région de la Ruhr.
Certaines de ces
usines fonctionnaient depuis longtemps avec des minerais remaniés naturellement
ou enrichis par triage à la main ; mais l'essor de la sidérurgie lorraine
est dû à la découverte en 1878 par Thomas et Gilchrist du procédé
d'élimination du phosphore qui permettait d'obtenir en vingt minutes la même
quantité de métal qu'on obtenait en quatre jours d'un four à puddler. L'application
de ce procédé devait être facilitée par la présence, sur les rives de la Meuse,
d'importants gisements de calcaires jurassiques donnant une excellente chaux
d'aciérie.
A partir de ce
moment, le bassin lorrain va jouer un rôle important dans l'économie et la
politique de l'Europe occidentale. Le traité de Francfort (1871) avait attribué au
nouvel Empire allemand la partie orientale du gisement la mieux connue, et déjà
exploitée, en raison de son accès facile par la vallée de la Moselle et de ses
affluents de rive gauche. Les industriels allemands y acquirent des concessions
pour alimenter leurs usines de la Sarre et de la Ruhr. Les maîtres de forges
français entreprirent à l'ouest de la nouvelle frontière une vaste campagne de
sondages qui permit d'étendre la connaissance du gisement vers l'ouest et de
créer de nouvelles exploitations auxquelles s'intéressèrent les industriels
belges et luxembourgeois.
La production des
mines de fer lorraines atteignit son maximum (62,7 Mt) en 1960. Mais la
découverte dans le monde entier de vastes gisements exploitables avec des
moyens mécaniques puissants et une main-d'œuvre réduite, les possibilités de
transport par des navires minéraliers de plus en plus gros, ont porté un coup
très dur au minerai lorrain, malgré les progrès techniques réalisés dans son
exploitation.
2. Géographie et géologie
Le bassin ferrifère
est situé dans l'Est de la France et au Sud du Grand Duché de Luxembourg. La
partie concédée et exploitée s'étend du Nord au Sud à l’ouest de la vallée de
la Moselle sur 80 km environ, entre le Luxembourg et Neuves-Maisons, au sud de
Nancy. Sa largeur maximale est de 30 km d'Est en Ouest. Sa superficie est de plus
de 100000 hectares.
Une discontinuité au
niveau de Pont-à-Mousson le partage en deux zones : le bassin de Briey au nord,
le bassin de Nancy, beaucoup moins important, au sud.
Le gisement de
minerai de fer d'âge Aalénien et d'origine sédimentaire (alluvions, animaux
fossiles) est inséré dans la succession géologique entre le Lias et le
Jurassique.
Il affleure au nord
dans les vallées de la Chiers et de l'AIzette, à l'est dans les vallées de la
Fensch et de l'Orne et s'enfonce doucement vers le bassin parisien à l'ouest.
Des sondages dans la région de Verdun l'ont retrouvé à six cents mètres de
profondeur où son épaisseur n'est plus que de cinquante centimètres à un mètre,
ce qui le rend inexploitable. La mine d'Amermont, située le plus à l'ouest, a
le «recouvrement» le plus important puisqu'elle exploite des couches situées à
environ deux cent cinquante mètres de profondeur.
L'épaisseur de la
formation ferrifère peut dépasser 50 mètres. Elle est en moyenne de 30 mètres.
La minéralisation n'est pas uniforme sur toute l'épaisseur. On y a dénombré une
douzaine d'horizons plus minéralisés appelés couches que l'on désigne
généralement par des noms de couleur. En fait, le nombre de couches
exploitables dans des conditions économiques acceptables varie pour chaque mine
de 1 à 4.
Une coupe géologique
plus précise au niveau de la mine d’Hayange, la nomenclature des différentes
couches et les photographies des différents échantillons peuvent être
consultées sur ce site : voir Géologie
du bassin ferrifère lorrain
La puissance des
couches exploitées varie de 3 m à 7 m.
La densité en place
du minerai est voisine de 2,6 et la densité foisonnée est de 1,6.
L'épaisseur
moyenne des terrains du recouvrement constitués de roches calcaires ou de
marnes est de 150 m. Ce recouvrement est relativement aquifère. Le foudroyage
pratiqué dans la plupart des mines entraîne des venues d'eau importantes dans
les travaux souterrains. L'ensemble des mines doit pomper près de 14 tonnes
d'eau pour extraire une tonne de minerai.
Le minerai de fer
lorrain ou «minette» est essentiellement un minerai oolithique dont les
oolithes, petits grains de quelques dixièmes de millimètres, sont généralement
constitués par des oxydes de fer hydratés ; l'élément cristallisé est la
Gœthite et l'élément colloïdal la Stilpnosiderite. La gangue ou ciment comporte
à la fois du calcaire et de la silice et dans des proportions telles que dans
de nombreuses couches on a un indice de basicité, rapport chaux (CaO) sur
silice (SiO2) supérieur à 1,4. Le minerai est alors dit
« calcaire ». Si le rapport est inverse, il est dit
« siliceux ». Le laitier de haut fourneau est le sous-produit qui
résulte de la fusion de la gangue au moment de la fusion du minerai. Or ce
laitier, un silicate de calcium, ne peut être obtenu dans de bonnes conditions,
sans ajout de castine « ou fondant » que si cette gangue du minerai
composant une charge de haut fourneau a un indice de basicité voisin de 1,4, ce
qui permet d’obtenir « un lit de
fusion auto-fondant ». Cet indice joue donc un rôle important dans l'utilisation
du minerai lorrain et il nécessite de faire un mélange homogène de minerai
calcaire et siliceux ; (une tonne de minerai siliceux pour trois tonnes de
minerai calcaire en moyenne).
La richesse en fer de
la « minette » est globalement assez faible puisqu’elle ne comprend
que 30 à 35% de fer sur sec.
Ces faibles teneurs
moyennes et la présence de phosphore (0,6 à 0,7) qui nécessite l’utilisation de
procédés particuliers de déphosphoration du métal constituent les handicaps de
ce vaste gisement.
Mais les bonnes
conditions de fusion du minerai lorrain décrites plus haut, ajoutée à sa
proximité des hauts fourneaux et à une excellente « réductibilité »,
viennent compenser en partie des handicaps.
Les caractéristiques
mécaniques du minerai exploité et de ses épontes en font des roches
tendres ; la résistance Rc en compression instantanée du minerai calcaire
varie entre 180 et 320 bars et la limite élastique Ru, résistance ultime, de ce
même minerai est comprise entre 90 et 160 bars. Le minerai siliceux est
nettement plus tendre
100
< Rc < 180
50
< Ru <90 bars.
3. Réserves
Les quantités de
minerai en place qui sont exploitables varient en fonction des critères
d'exploitabilité dont les principaux sont :
- la profondeur de l’exploitation,
- la puissance (ou la hauteur) de la couche de minerai, les matériels et
engins mécaniques ou électromécaniques utilisés ne permettant pas d'exploiter
des couches de moins de 2,5 m,
- la teneur moyenne de la couche (au moins 30% à 34% de fer).
En fait, dans la
conjoncture du début des années 1980, si l'on considère comme exploitables les
minerais utilisables par les usines sidérurgiques, on n’estime plus les
réserves qu’à moins de 800 millions de tonnes pour les minerais calcaires et à
moins de 300 millions de tonnes pour les minerais siliceux.
Or on appréciait en
1975 les réserves à 1,2 milliard de tonnes de minerais calcaires et à 700
millions de tonnes de minerais siliceux.
En 1960, les critères
d’exploitabilité étaient encore plus larges puisqu’on parlait de 3,2 milliards
de tonnes de minerais calcaires et de 2,4 milliards de tonnes de minerais
siliceux.
Ces brutales
modifications des critères d'évaluation économique sont dues, comme mentionné
plus haut, au changement profond des conditions de concurrence intervenues à
partir de 1961 sur le marché mondial des minerais de fer. Ces conditions
nouvelles ont coïncidé avec une mise en exploitation d'importants gisements de
minerais riches (55 à 73 de teneur en fer) et l'abaissement des taux de fret
maritime qui ont permis le transport de ces minerais à bas prix ; elles ont
provoqué à l'époque (1962-1963) ce qu'on a appelé «la crise des mines de fer
lorraines».
La valeur économique
d'une mine de fer lorraine dépend par conséquent d’un certain nombre d'éléments
variables ; teneur moyenne en fer du minerai, prédominance de calcaire ou
de silice dans la gangue, structure géologique du gisement, épaisseur des
couches, distance de l'usine consommatrice
Ces différents éléments influent tous sur le prix de revient du minerai
rendu dans une usine sidérurgique, prix de revient qui est lui-même déterminant
pour la compétitivité de la fonte et de l'acier lorrains.
Retour à la page d’accueil Haut de page
4. Méthodes d’Exploitation
Les méthodes
d'exploitation en usage dans les mines de fer de Lorraine sont bien adaptées
aux caractéristiques mécaniques des roches rencontrées, à la profondeur
d'exploitation et aux caractéristiques des engins susceptibles de se présenter
sur le marché. Mais ces méthodes seraient probablement inutilisables dans les
conditions du gisement si la profondeur d'exploitation dépassait notablement
270 à 300 m.
4.1. La méthode des piliers
abandonnés
Il faut distinguer:
- les piliers abandonnés effondrables lorsque le taux de défruitement
est voisin de 60%,
- les piliers abandonnés calculés pour tenir indéfiniment et dont le
taux de défruitement, en général, ne dépasse pas 45%.
Les taux de
défruitement réalisables dépendent évidemment de la profondeur de
l'exploitation et de différents autres paramètres, tels que les
caractéristiques mécaniques du minerai, du recouvrement et des terrains du mur.
Pour simplifier on peut dire que les premiers sont calculés à partir de la
résistance instantanée de la roche, et les seconds le sont à partir de la
résistance ultime (1).
(1) Résistance instantanée:
valeur de la charge maximale appliquée dans un temps très court à une éprouvette
(jusqu'à la rupture).
Résistance ultime. Valeur de la charge maximale qu'on peut appliquer
pendant un temps infini à une éprouvette (sans rupture).
La méthode des piliers effondrables n’est plus utilisée à
l'échelle d'un quartier, mais seulement accessoirement, dans des zones très
restreintes, en limite de stot par exemple.
La méthode des
piliers non effondrables est remise en question car, même avec un taux de
défruitement inférieur à 45%, la stabilité à très long terme de ces
exploitations ne semble pas garantie.
4.1.1. Les piliers
abandonnés effrondrables
Ils ne sont plus
autorisés par le Service des Mines, car l'on ne sait pas prévoir la date
d'effondrement de ces exploitations. De plus, cette méthode peut conduire à des
effondrements brutaux. Cette description n’est faite que pour mémoire.
Il existe de
nombreuses variantes :
a)
Les petits piliers abandonnés
On abandonne
définitivement des piliers de 10 x 10 m ou de 12 x 8 m, les galeries ayant 5,5
à 6 m de largeur.
b)
Les piliers longs obtenus après élargissage des traçages
En partant de
traçages identiques à ceux décrits pour la méthode par foudroyage, on obtient
des galeries parallèles de 5,5 à 6 m de largeur et séparées entre elles par des
piliers de 12 m de largeur.
Ces traçages sont
élargis et portés jusqu'à 10 ou 11 m.
Les piliers longs qui
séparent ces traçages élargis ont une largeur variant suivant les cas de 8 à 7
m. Les élargissages ne sont pas poursuivis à chaque extrémité du traçage aux
endroits où ils rencontrent les galeries (secondaires ou tertiaires) donnant
accès au quartier. On comprend dès lors l'appellation courante de cette méthode
: « les tibias».
Les méthodes par
piliers abandonnés conduisent à des taux de défruitement voisins de 60%.
Ces piliers sont
effondrables dans le temps. Ils tiennent suffisamment longtemps pour garantir
la sécurité du personnel pendant l'exploitation. Mais, plusieurs mois ou années
après, ils finissent par s'effondrer.
Ces méthodes par
piliers abandonnés comparées à celles utilisant le foudroyage conduisent :
- à une certaine perte du gisement,
- à une ambiance de travail plus agréable (absence d'eau et disparition
des aléas du dépilage).
4.1.2. Les piliers
abandonnés sans effondrement
Il s'agit ici de
limiter le taux de défruitement de façon à assurer la stabilité à long terme de
l'exploitation.
Cette méthode est
donc à réserver aux stots, c'est-à-dire lorsque l'on veut protéger la surface
et que l'on s'interdit tout affaissement. Malheureusement, la stabilité de
telles exploitations est actuellement remise en question.
On préfère limiter
les surfaces exploitées par piliers abandonnés en laissant régulièrement des
«bandes fermes» exploitées à moins de 20%. Ceci diminue encore le taux de
récupération. On aboutit à un découpage de type îlots. Il est alors préférable
d'utiliser une méthode de dépilage alterné, c'est-à-dire d'exploiter par la
méthode des chambres et piliers foudroyés les zones comprises entre les «
bandes fermes».
Nous reviendrons plus
loin sur cette méthode dite des îlots.
4.2. La méthode des chambres
et piliers avec foudroyage
Il en existe de
nombreuses variantes.
a)
Méthode classique
A partir de deux
galeries parallèles formant la base d'une bande à exploiter on procède
successivement aux opérations suivantes :
Traçage des «chantiers» ou galeries parallèles dans une direction
perpendiculaire aux deux galeries de bases. Ces «chantiers» ou «traçages» se
dirigent vers le foudroyage de la bande précédente.
Ces traçages ont d'ordinaire 5,5 à 6 m de largeur et leur entraxe est de
18 m environ.
Une fois un
traçage terminé, c'est-à-dire lorsqu'il a percé dans le foudroyage de la bande
précédente on procède au dépilage.
Cette opération consiste à creuser des recoupes qui délimitent des rideaux. On
perce ensuite ces rideaux par une refente qui établit deux piliers résiduels.
Ces deux piliers résiduels, ou « quilles » sont amaigris autant que
faire se peut puis ils sont torpillés à l'explosif afin d'obtenir un foudroyage
rapide et régulier, c'est-à-dire l’effondrement des couches supérieures dans la
tranche exploitée. Un foudroyage incomplet entraînerait des pressions de
terrain rendant plus difficile l’exploitation de la tranche suivante.
Les recoupes ont une largeur identique, en général, à celles des
traçages (5,5 m à 6 m). Les rideaux ont de 3 à 5 m d'épaisseur suivant la
puissance de la couche. Quant aux piliers résiduels, leurs dimensions finales
vont dépendre des qualités mécaniques du toit dans chaque chambre de dépilage :
ordre de grandeur 3 m x 3 m.
Le taux de
défruitement obtenu par cette méthode est en moyenne situé entre 85 et 90. En
couche puissante (6 à 7 m) il est difficile de dépasser 75. En couche mince
(2,5 à 3 m) on arrive souvent à exploiter 90 de la couche.
Le foudroyage qui se
propage jusqu’à la surface en foisonnant les couches supérieures entraîne :
- des venues d'eau souvent importantes avec formation de boue sur le sol
des galeries,
- des mises en charge du front de dépilage qui peuvent grandement perturber
sa marche. Un soutènement généralisé par boulonnage est indispensable dans
presque tous les cas,
- des affaissements de surface atteignant et même dépassant parfois 50%
de la puissance de la couche exploitée, une fois les terrains de nouveau
stabilisés, dans un délai de deux ans environ.
Ces affaissements
interdisent évidemment le foudroyage sous des zones habitées.
Les venues d’eau sont
captées au fond et évacuées vers les utilisateurs. Certaines galeries
désaffectées, les albraques, sont noyées et servent de bassin de décantation et
de réserve d’eau.
b)
La méthode concomitante
Cette méthode est une
variante utilisée à Moyeuvre dans plusieurs quartiers et consiste à dépiler en
parallèle deux couches superposées, séparées par un intercalaire de 6,50 m.
Dans chaque couche, la méthode est celle exposée dans le paragraphe précédent.
Mais il y a des contraintes supplémentaires :
-les traçages dans les deux couches doivent être parfaitement
superposés,
-le traçage dans la couche supérieure doit toujours être en avance d'au
moins une recoupe sur le traçage en couche inférieure,
- en dépilage, la couche supérieure doit être en avance de zéro à deux
tranches maximum,
- ne jamais tirer en couche supérieure au-dessus d'une galerie déjà
tracée en couche inférieure.
La méthode
concomitante évite d'avoir à attendre une dizaine d'années après l'exploitation
de la couche supérieure, et le dépilage de chaque couche se fait dans de
meilleures conditions :
- meilleure venue du foudroyage,
- couche supérieure sèche,
- moins de pression sur la couche inférieure.
Conclusions
Au début des années
1980, dans le bassin lorrain, la quasi-totalité de la production est faite dans
des quartiers exploités en chambres et piliers foudroyés. Cette méthode, quelque
peu modifiée dans le détail, est celle en usage depuis 70 ans. L'introduction
du boulonnage en 1950, en dégageant les galeries, a permis la généralisation de
la mécanisation et a abouti aux performances réalisées.
Mais lorsque les
conditions de toit sont particulièrement défavorables, en particulier lorsqu'on
dépasse 250m de profondeur, la méthode par foudroyage classique devient très
délicate et même dangereuse.
Dans les années 1970,
la solution de remplacement était la méthode des piliers abandonnés, mais on
préfère dorénavant recourir aux « îlots réduits » qui conduisent à un
meilleur taux de récupération que les piliers abandonnés, avec des conditions
d'exploitation excellentes.
Retour à la page d’accueil Haut de page
5. Production, effectifs
et rendement des mines de fer de Lorraine depuis 1945
5.1. Evolution des effectifs
inscrits (sans les apprentis) en fin d’année
Les effectifs ont
atteint un maximum de plus de 25000 en 1952 et n’ont cessé de décroître depuis.
Année |
Ouvriers |
Maîtrise et ingénieurs |
TOTAL |
|
Abattage |
Ensemble Fond et Jour |
|||
1929 |
— |
34 277 |
— |
— |
1938 |
— |
24 931 |
— |
28 301 |
1946 |
7 873 |
18 137 |
1 962 |
20 009 |
1948 |
9 628 |
20 821 |
2 124 |
22 945 |
1950 |
9 235 |
21 162 |
2 323 |
23 485 |
1952 |
9 720 |
22 877 |
2 395 |
25 272 |
1954 |
8 634 |
22 776 |
2 459 |
24 235 |
1956 |
8 006 |
20 926 |
2 531 |
23 457 |
1957 |
7 995 |
21 271 |
2 651 |
23 922 |
1958 |
7 563 |
20 890 |
2 726 |
23 616 |
1959 |
7 137 |
20 374 |
2 799 |
23 173 |
1960 |
6 857 |
19 933 |
2 862 |
22 795 |
1961 |
6 689 |
19 560 |
2 920 |
22 480 |
1962 |
6 351 |
19 008 |
2 948 |
21 956 |
1963 |
5 855 |
17 407 |
2 875 |
20 282 |
1964 |
5 364 |
16 035 |
2 804 |
18 839 |
1965 |
4 908 |
14 790 |
2 712 |
17 502 |
1966 |
4 195 |
12 887 |
2 484 |
15 371 |
1967 |
3 666 |
10 835 |
2 207 |
13 048 |
1968 |
3 380 |
9 667 |
2 004 |
11 671 |
1969 |
3 245 |
9 017 |
1 938 |
10 955 |
1970 |
3 153 |
8 741 |
1 895 |
10 636 |
1971 |
3 053 |
8 392 |
1 850 |
10 242 |
1972 |
2 866 |
7 800 |
1 782 |
9 583 |
1973 |
2 741 |
7 314 |
1 690 |
9 004 |
1974 |
— |
7 211 |
1 651 |
8 863 |
1975 |
2 564 |
6 970 |
1 617 |
8 587 |
1976 |
2 295 |
6 487 |
1 551 |
8 038 |
1977 |
1 932 |
5 697 |
1 440 |
7137 |
1978 |
1 688 |
4524 |
1 192 |
5716 |
1979 |
1 431 |
3856 |
1030 |
4886 |
1980 |
1 185 |
3469 |
930 |
4399 |
1981 |
992 |
2960 |
832 |
3792 |
5.2. Evolution des
productions et des rendements (tonnes)
La production après
avoir atteint un maximum en 1960 avec 62 millions de tonnes est tombée à 20,4 millions
de tonnes en 1981. Les rendements ouvriers quant à eux n'ont cessé de croître
malgré la baisse de production. Il faut en particulier noter la progression des
rendements abattage-ouvrier.
Année |
Production (tonnes) |
Rendement (tonnes) |
|||
Par poste ouvrier |
TOTAL (tous personnels) |
||||
Abattage |
Fond |
Fond et Jour |
Fond et Jour |
||
1929 |
47 841 822 |
9,68 |
6,24 |
4,78 |
|
1938 |
30 9471 74 |
10,70 |
6,75 |
5,20 |
— |
1946 |
15 439 590 |
10,98 |
5,51 |
4,12 |
— |
1947 |
17 574 884 |
11,36 |
5,91 |
4,33 |
— |
1948 |
21 536 884 |
12,18 |
6,51 |
4,77 |
— |
1949 |
29 526 686 |
12,88 |
7,00 |
5,19 |
— |
1950 |
28 745 629 |
13,85 |
7,28 |
5,40 |
5,08 |
1951 |
32 810 600 |
15,57 |
8,00 |
5,99 |
5,43 |
1952 |
37 753 094 |
17,02 |
8,56 |
6,41 |
5,43 |
1953 |
39 423 379 |
18,53 |
8,84 |
6,75 |
5,99 |
1954 |
41 174 509 |
20,49 |
9,62 |
7,33 |
6,17 |
1955 |
46 689 683 |
23,53 |
10,80 |
8,30 |
7,06 |
1956 |
48 901 834 |
26,41 |
11,71 |
9,03 |
7,57 |
1957 |
53 835 255 |
29,30 |
12,91 |
9,84 |
8,31 |
1958 |
55 912 454 |
31,81 |
13,55 |
10,35 |
8,67 |
1959 |
57 235 026 |
35,30 |
14,49 |
11,11 |
9,16 |
1960 |
62 725 300 |
39,37 |
16,02 |
12,33 |
10,03 |
1961 |
62 401 099 |
41,57 |
16,76 |
12,82 |
10,35 |
1962 |
62 422 276 |
43,74 |
17,50 |
13,49 |
10,80 |
1963 |
54 376 989 |
45,23 |
18,49 |
14,20 |
11,02 |
1964 |
57 454 955 |
50,03 |
21,03 |
16,34 |
12,76 |
1965 |
56 124 840 |
53,52 |
22,62 |
17,51 |
13,56 |
1966 |
51 683 724 |
58,97 |
24,42 |
18,85 |
14,40 |
1967 |
46 042 923 |
66,44 |
27,33 |
21,24 |
15,71 |
1968 |
52 274 343 |
75,58 |
32,16 |
25,19 |
19,37 |
1969 |
52 868 183 |
82,64 |
35,79 |
27,87 |
21,04 |
1970 |
54 343 847 |
87,84 |
37,83 |
29,45 |
22,46 |
1971 |
53 576 830 |
93,91 |
39,63 |
31,01 |
23,37 |
1972 |
52 084 983 |
98,41 |
41,46 |
32,51 |
24,38 |
1973 |
51 957 004 |
103,58 |
44,38 |
34,69 |
25,94 |
1974 |
51 913 000 |
109,08 |
45,95 |
36,09 |
27,10 |
1975 |
47 576 049 |
111,12 |
45,85 |
35,82 |
26,39 |
1976 |
43 349 175 |
116,45 |
46,41 |
35,99 |
26,31 |
1977 |
35 181 788 |
123,32 |
47,00 |
37,01 |
26,29 |
1978 |
31 935 736 |
126,53 |
49,18 |
39,24 |
28,10 |
1979 |
30 344 529 |
141,11 |
52,98 |
43,02 |
33,08 |
1980 |
27 663 125 |
147,63 |
54,67 |
44,85 |
33,85 |
1981 |
20 444 004 |
150,58 |
54,50 |
43,74 |
32,94 |
5.3. Evolution du nombre
d’ouvriers de régie fond et de régie jour pour 1 ouvrier d’abattage
Les ouvriers
d'abattage sont les foreurs, les boutefeux, les chargeurs, les conducteurs de camion,
les boulonneurs, les sondeurs, les purgeurs et le personnel affecté aux
stations de culbutage des camions. C'est le personnel assurant la production à
proprement parler.
Le personnel non
affecté aux travaux de production (ou travaux d'abattage) est appelé personnel
de régie. Il comprend :
• le personnel de roulage (wattmen).
• le personnel d'extraction (puits).
• le personnel des ateliers d'entretien (mécaniciens et
électromécaniciens, électriciens, etc.).
• le personnel des ateliers de préparation ou de traitement du minerai.
• les poseurs de voie et le personnel d'entretien des voies.
• etc.
Le tableau suivant
donne l'évolution du nombre de postes d'ouvriers de régie fond et d'ouvriers de
régie jour pour un poste d'ouvrier d'abattage. Le «poids» de la régie fond et
de la régie jour s’est accru en fonction du temps jusqu'à 1961 c'est à dire
jusqu'à la mécanisation intégrale des mines du bassin.
Année |
Régie fond |
Régie jour |
TOTAL |
1929 |
0,55 |
0,47 |
1,02 |
1938 |
0,59 |
0,46 |
1,05 |
1946 |
0,99 |
0,77 |
1,76 |
1947 |
0,92 |
0,71 |
1,63 |
1948 |
0,87 |
0,68 |
1,55 |
1949 |
0,84 |
0,64 |
1,48 |
1950 |
0,90 |
0,67 |
1,57 |
1951 |
0,95 |
0,65 |
1,60 |
1952 |
0,99 |
0,67 |
1,66 |
1953 |
1,10 |
0,65 |
1,75 |
1954 |
1,13 |
0,67 |
1,80 |
1955 |
1,18 |
0,65 |
1,83 |
1956 |
1,25 |
0,67 |
1,92 |
1957 |
1,27 |
0,71 |
1,98 |
1958 |
1,35 |
0,73 |
2,08 |
1959 |
1,43 |
0,74 |
2,17 |
1960 |
1,46 |
0,73 |
2,19 |
1961 |
1,48 |
0,76 |
2,24 |
1962 |
1,50 |
0,75 |
2,25 |
1963 |
1,44 |
1,06 |
2,50 |
1964 |
1,38 |
0,68 |
2,06 |
1965 |
1,37 |
0,69 |
2,06 |
1966 |
1,41 |
0,71 |
2,12 |
1967 |
1,43 |
0,69 |
2,12 |
1968 |
1,35 |
0,65 |
2,00 |
1969 |
1,31 |
0,62 |
1,93 |
1970 |
1,32 |
0,66 |
1,98 |
1971 |
1,37 |
0,67 |
2,04 |
1972 |
1,37 |
0,57 |
1,94 |
1973 |
1,33 |
0,65 |
1,98 |
1974 |
1,37 |
0,65 |
2,02 |
1975 |
1,03 |
0,69 |
1,72 |
1976 |
1,08 |
0,74 |
1,82 |
1977 |
1,19 |
0,76 |
1,95 |
1978 |
1,04 |
0,64 |
1,68 |
1979 |
1,07 |
0,63 |
1,70 |
1980 |
1,27 |
0,66 |
1,93 |
1981 |
1,29 |
0,69 |
1,98 |
A partir de cette
date, il y a diminution puis stabilisation de la production à un niveau
inférieur.
Corrélativement le «poids»
de la régie fond et de la régie jour décroît avec une assez nette tendance à la
stabilisation autour de la valeur moyenne suivante : 1 ouvrier d'abattage
pour environ 2 ouvriers de régie (fond + jour).
Retour à la page d’accueil Haut de page
6. Matériel et
méthode : abattage et chargement
Avant la deuxième
guerre mondiale, la mécanisation de l'abattage était quasi inexistante. Tout le
minerai était pratiquement chargé à la main. Il n'y avait pas de Jumbo de
foration. Les marteaux perforateurs ou les perforatrices étaient tenus à la
main ou placés sur des pousseurs. A partir de 1947, le chargement mécanique et
le tir systématique (avec mécanisation de la foration) se sont généralisés dans
les mines de fer de Lorraine pour atteindre 100% vers 1960.
En 1947 30% du
minerai était chargé mécaniquement.
En 1950 50% du
minerai était chargé mécaniquement.
En 1952 90% du
minerai était chargé mécaniquement.
En 1960 100% du
minerai était chargé mécaniquement et toutes les volées étaient forées à l'aide
de jumbo.
Pendant cette période
et jusqu'au début des années 1980, les matériels utilisés ont été en
perpétuelle évolution et en renouvellement constant.
Le tableau suivant,
indiquant le nombre d’engins de chaque type en service au premier janvier,
permet de discerner les évolutions de la « mode» minière appliquée au matériel
de foration, de boulonnage, de tir et de chargement dans les mines de fer de
Lorraine.
1950 |
1955 |
1960 |
1965 |
1967 |
1968 |
1969 |
1970 |
1971 |
1972 |
1973 |
1974 |
1975 |
1976 |
1977 |
1978 |
1979 |
1980 |
|
Chargeuses |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Estacades |
158 |
255 |
219 |
111 |
49 |
25 |
18 |
9 |
6 |
5 |
3 |
3 |
4 |
1 |
— |
— |
— |
— |
Autres
chargeuses anciennes |
164 |
199 |
95 |
42 |
11 |
7 |
4 |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
Joy 14
BU et MAVOR ANF |
— |
3 |
26 |
43 |
23 |
17 |
12 |
1 |
1 |
1 |
1 |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
Joy 18
HR |
13 |
49 |
160 |
181 |
157 |
166 |
165 |
161 |
164 |
152 |
140 |
122 |
81 |
60 |
47 |
31 |
19 |
9 |
Joy 19
HR |
— |
— |
— |
14 |
18 |
18 |
21 |
20 |
21 |
19 |
20 |
15 |
9 |
7 |
3 |
2 |
— |
— |
Joy 14
HR |
— |
— |
— |
— |
2 |
4 |
4 |
4 |
4 |
4 |
3 |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
Mineurs
continus |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
3 |
10 |
11 |
10 |
9 |
8 |
5 |
Chargeuses-transporteuses |
— |
— |
— |
39 |
61 |
71 |
77 |
112 |
106 |
125 |
134 |
151 |
165 |
174 |
198 |
188 |
183 |
179 |
Camions navettes à convoyeur |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Electriques |
39 |
164 |
297 |
210 |
107 |
78 |
64 |
30 |
11 |
7 |
5 |
5 |
2 |
2 |
— |
— |
— |
— |
Diesels
et diesels électriques |
— |
— |
153 |
328 |
243 |
205 |
145 |
63 |
46 |
31 |
13 |
8 |
8 |
5 |
1 |
— |
— |
— |
Camions rapides à benne |
— |
— |
— |
67 |
156 |
190 |
232 |
275 |
295 |
315 |
324 |
296 |
270 |
252 |
190 |
175 |
142 |
111 |
Matériel spécialisé de boulonnage |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Perforatrices |
— |
— |
— |
464 |
261 |
183 |
108 |
47 |
38 |
31 |
26 |
24 |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
Jumbos
spécialisés |
6 |
6 |
74 |
105 |
110 |
108 |
109 |
106 |
122 |
135 |
134 |
142 |
151 |
149 |
150 |
143 |
133 |
119 |
Jumbos |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Servant
au tir et au boulonnage |
— |
— |
— |
109 |
146 |
158 |
149 |
142 |
130 |
127 |
113 |
92 |
77 |
61 |
54 |
48 |
35 |
38 |
Ne
servant qu'au tir |
|
|
|
219 |
171 |
140 |
132 |
139 |
144 |
146 |
149 |
166 |
184 |
189 |
182 |
173 |
148 |
119 |
Machines à purger |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
— |
3 |
5 |
4 |
13 |
30 |
47 |
63 |
68 |
66 |
69 |
Engins
de tir |
— |
— |
— |
— |
18 |
31 |
56 |
108 |
143 |
150 |
156 |
169 |
168 |
169 |
155 |
144 |
126 |
122 |
Engins
de manutention et de transport du personnel au quartier... |
— |
— |
— |
145 |
199 |
172 |
195 |
237 |
281 |
335 |
360 |
428 |
425 |
453 |
496 |
498 |
457 |
430 |
|
CYCLES DE TRAVAIL dans une MINE DE FER DE LORRAINE |
|
|
|
|
1. FORATION |
2a. PRÉPARATION DU TIR |
2b. TIR |
|
CAS 1 : PURGEAGE MANUEL |
|
|
|
|
3. PURGEAGE |
4. CHARGEMENT |
5. BOULONNAGE |
|
CAS 2 : PURGEAGE MÉCANISÉ |
|
|
|
|
3. CHARGEMENT |
4. PURGEAGE |
5. BOULONNAGE |
Dessins adaptés à partir de l’ouvrage « Les Mineurs de
Fer au Travail » de Pascal RAGGI – Editions SERPENOISE 2007
6.1. Abattage :
Foration, tir, purge et boulonnage
L'abattage du minerai
se fait à l'explosif. Deux types d'explosifs sont utilisés dans les mines de
fer lorraines :
- l'explosif à l'oxygène liquide,
procédé inventé par M. Weber qui fut directeur des mines d'Hayange de 1906 à
1935. Une cartouche de sciure de bois, inerte, est imbibée d'oxygène liquide
juste avant son utilisation,
- le fuel-nitrate, ou nitrate d'ammonium mélangé à environ 6% de fuel,
utilisé en vrac depuis 1965 en remplacement des explosifs encartouchés
traditionnels. Cet explosif est d'un emploi commode car il permet de grouper
les tirs à la fin d'un «poste» de huit heures mais il nécessite une ventilation
plus efficace eu égard à la nocivité des gaz produits.
L'avance du front de
taille de chaque chantier se fait en cinq temps : « foration » des trous qui recevront l'explosif, puis
introduction de la charge et mise à feu ou « tir »,
et après un délai de sécurité, utile également à la ventilation des poussières
et des gaz d'explosion, évacuation du minerai abattu ou « chargement ». Avant de revenir forer de nouveau il
faudra cependant procéder au « purgeage »
du toit de la galerie nouvellement découverte pour décrocher les blocs
instables et dangereux et à son « boulonnage »
pour le soutenir. Le purgeage se fait soit à la main, avant le chargement et en
montant sur le tas de minerai ou mécaniquement avec une machine à purger, après
le chargement.
La foration des trous
de mines destinés à recevoir l'explosif est réalisée par des engins automoteurs
appelés «jumbos» [PHOTO]. Équipés de deux
perforatrices hydrauliques ou électro-hydrauliques, ces jumbos forent dans la
paroi un certain nombre de trous selon un schéma de tir rigoureux. Le schéma
classique à double bouchon prismatique consiste à faire exploser les deux
charges numérotées 0 qui dégagent le minerai vers l'arrière, puis les charges
1, 2, 3 et enfin 4. Des microretards électriques (vingt-cinq millièmes de
seconde entre deux retards consécutifs) permettent ce décalage.
Un autre schéma
consiste à forer d'abord un gros trou de 250 à 450 mm de diamètre, puis des
trous de diamètre habituel (44 mm), mais selon des axes parallèles et non plus
convergents. L'avance est alors de quatre mètres environ par volée (au lieu de
2,5 m).
Le schéma de tir une
fois foré, les microretards numérotés 0, 1, 2, 3, 4, etc. sont branchés sur un
même circuit électrique inerte (une sécurité permet d'éviter les mises à feu
accidentelles que pourraient occasionner les «courants vagabonds»), puis les
charges sont introduites dans les trous du schéma et le boutefeu, après s'être
assuré que ni personnel, ni matériel ne restent dans le chantier et que le
circuit n'est pas rompu, peut procéder à la mise à feu en reliant le circuit à
un générateur électrique de 2000 ou 3000V dont il a seul la clef.
Le boulonnage est un
«soutènement suspendu » qui fixe le « toit » aux terrains
supérieurs au moyen de « boulons » et permet, dans les galeries, les
chambres et les recoupes de dépilage, au personnel et aux engins de circuler en
sécurité, sans que des blocs s'effondrent sur eux. Il y a trois types de
boulons ; à fente et coin, à expansion ou à la résine. Les boulons à la
résine sont de plus en plus utilisés car ils rigidifient le toit sur toute leur
longueur et un boulon «déchaussé» garde toute efficacité. Ces boulons
métalliques de 18 à 24mm de diamètre, ont une longueur de 1,80 m, 2,40 ou 2,80
m selon les conditions et on en pose environ 1 par m2.
Le boulonnage [PHOTO] après
guerre et le purgeage mécanisé [PHOTO] dans les années 1970 ont été deux révolutions
importantes dans les mines de fer de Lorraine qui ont conduit à diminuer les
accidents mortels ou graves dans des proportions considérables.
Sur le schéma
représentant les cycles du travail ont peut voir que dans toutes les opérations
mécanisées le mineur se trouve maintenant en permanence sous une zone assainie
et soutenue par des boulons, la plupart du temps d’ailleurs aux manettes d’un
engin muni d’un toit de protection.
Cependant le purgeage
mécanisé n’est pas tout à fait généralisé au début des années 1980 et le
contrôle des chantiers par « sondage » à l’oreille est de toute
manière indispensable, ce qui fait que le métier de mineur reste malgré tout
encore un art dangereux.
6.2. Chargement et transport
Au niveau des engins
de chargement, on distingue:
1°) La période des estacades de raclage [PHOTO]
(treuils à 3 tambours hâlant un racloir ou râteau qui ramène le minerai sur une
chaîne transporteuse élévatrice) et celle des chargeuses Conway P 35 est à son
apogée aux environs de 1955.
2°) La période des
chargeuses Joy 18HR [PHOTO] avec camions
navettes électriques puis diesel-électriques correspond aux années 1960
(maximum vers 1965).
3°) La période des
chargeuses Joy 18HR avec camions de
grosse capacité [PHOTO]
(15 à 20 tonnes soit à benne basculante, soit à benne télescopique) est passée
à son apogée en 1973 pour décliner rapidement ensuite.
4°) La période des chargeuses-transporteuses (Wagner ST4,
ST5, ST8, ST11 [PHOTO],
Joy Expascoop, Eimco 920, Caterpillar 966, 980 [PHOTO], 988 semble
devoir durer encore plusieurs années.
Une
chargeuse-transporteuse (ou chargeur-transporteur) est un dérivé des machines
traditionnelles de travaux publics et constitue une synthèse de l'équipement
classique chargeuses à pinces + camions. En effet son godet, monté à l'extrémité
d'un système de bras articulés, remplace les pinces de la chargeuse en même
temps qu'il se substitue à la benne du camion, tandis que ses roues à pneus
jouent le même rôle que celles du camion : il assure ainsi la liaison complète
entre le stock de minerai et le wagon.
Pour des roulages
longs (>300 m), ces engins sont utilisés en chargeuses associées à des
camions. Mais ce type de chargement tend à disparaître au profit des
chargeuses-transporteuses seules, en modifiant les plans d’exploitation pour raccourcir
les distances de roulage.
Ces engins, à moteur
Diesel, demandent des moyens d'aérage renforcés par une multiplication des
ventilateurs et des puits d'aérage. A cet effet, le bassin lorrain s'est doté
d'une machine à forer rapidement, à partir du jour, les puits d'aérage les plus
profonds ; cette «Dresser» est exploitée collectivement.
Ces engins impliquent
aussi qu'un véritable réseau souterrain de pistes entretenues ou éventuellement
bétonnées soit sans cesse étendu pour permettre une circulation rapide du
minerai.
Dans certaines
conditions particulières (pendage important par exemple), le transport sur
rails qui suit celui par chargeuses-transporteuses ou par camions tend à être
supplanté par le transport continu par bandes. L'obstacle majeur à ce mode de
transport par bandes était l'absence de concasseurs qui puissent se déplacer
facilement pour suivre la progression de leur quartier, mais des concasseurs
mobiles, ont été mis au point et peuvent maintenant être utilisés.
Finalement, le matériel
de desserte a été en perpétuelle rénovation, non seulement par le remplacement
à l'identique du matériel devenu hors d'usage, mais aussi par l'introduction de
matériels nouveaux. Il faut cependant noter que nous n'avons pas au début des
années 1980 de matériel de remplacement des chargeuses-transporteuses.
5°) Des essais de mineurs continus ont pourtant été
menés à partir de 1962. Successivement, ont été essayés un «twin borer» Joy, un
«ripper» Lee Norse, un «twin borer» Marietta et un «ripper» Jeffrey 120 H, puis
le Jeffrey 120 HR [PHOTO],
version renforcée du précédent.
Depuis 1973, date de
son ouverture, la mine de Serrouville est exploitée uniquement par mineur
continu Jeffrey 120 HR et obtient, en minerais siliceux, des performances
globalement équivalentes aux autres mines du bassin, mais dans des conditions
très particulières, puisque son infrastructure a été créée dans cette
intention. Par la suite, plusieurs autres mines ont essayé ce mineur continu,
mais l'ont abandonnée plus au moins rapidement car les mineurs continus, ne
peuvent être utilisés que dans les terrains siliceux les plus tendres puisqu’on
n'est jamais arrivé à abattre dans de bonnes conditions économiques le minerai
de fer calcaire, qui est plus dur et surtout plus hétérogène. Enfin, leur
manque de souplesse, puisqu’ils ne peuvent pas être utilisés en dépilage, et le
montant de l’investissement qu’ils nécessitent sont pour eux des handicaps
importants, voire rédhibitoires.
En conclusion la
machine, qui de plus manque de fiabilité et a des coûts d'entretien très
élevés, .n'est pas adaptée aux mines de fer. Des études ont été faites, avec
l'aide de la C.E.C.A. en vue de mettre au point un mineur continu plus fiable,
apte à couper le minerai calcaire, mais sans réelles perspectives d’avenir.
Retour à la page d’accueil Haut de page
7. Sécurité
La sécurité et
l'ambiance de travail ne sont jamais aussi satisfaisantes qu'on le souhaiterait
Le métier de mineur reste dangereux. Sans jamais avoir le risque potentiel des
mines de charbon (grisou, poussier, feux, conditions physiques de travail
particulièrement dures), les mines de fer ont cependant d’années en années
étudié et mis au point de nouvelles méthodes, de nouveaux engins, formé le
personnel, aussi bien celui d'entretien que d'exploitation, ce qui a
sensiblement amélioré les conditions de travail et les résultats de sécurité.
Cependant, les taux
de fréquence, nombre d'accidents pour 100000 h de travail, restent supérieurs à
la moyenne de ceux des entreprises françaises. Ainsi le taux de fréquence moyen
du bassin lorrain des accidents avec arrêt est encore de 6,6 en 1981.
Pour parvenir à de
meilleurs résultats, des efforts persévérants sont nécessaires en tous
domaines. La mécanisation, même si elle a été génératrice de certains risques
nouveaux a été globalement bénéfique. Les plus âgés des mineurs de fer se
souviennent sans doute des accidents survenus lors du chargement manuel, accidents
aux mains principalement. Le chargement mécanique, l'introduction des attelages
automatiques des berlines et d’autres évolutions techniques ont évité beaucoup
de souffrances dues aux écrasements de doigts ou de pieds.
Année |
Fond et Jour |
Nombre de tués |
Nombre de tués au million de postes |
Nombre de tués par million de tonnes |
|
Total |
par chute de blocs |
||||
1950 |
5 656 900 |
40 |
30 |
7.07 |
1.41 |
1951 |
6 039 600 |
46 |
37 |
7.60 |
1.40 |
1952 |
6 9523 00 |
58 |
37 |
8.30 |
1.53 |
1953 |
6 875 400 |
42 |
26 |
6.10 |
1.06 |
1954 |
6 671 170 |
52 |
25 |
7.80 |
1.26 |
1955 |
6 610 030 |
30 |
17 |
4.50 |
0.64 |
1956 |
6 459 370 |
37 |
22 |
5.60 |
0.75 |
1957 |
6 479 390 |
36 |
16 |
5.55 |
0.66 |
1958 |
6 450 000 |
19 |
9 |
2.94 |
0.34 |
1959 |
6 243 215 |
31 |
13 |
4.96 |
0.54 |
1960 |
6 254 020 |
21 |
11 |
3.36 |
0.33 |
1961 |
6 026 910 |
19 |
11 |
3.15 |
0.31 |
1962 |
5 781 120 |
13 |
5 |
2.25 |
0.21 |
1963 |
4 934 970 |
11 |
7 |
2.23 |
0.20 |
1964 |
4 503 360 |
13 |
9 |
2.89 |
0.26 |
1965 |
4 137 800 |
12 |
7 |
2.90 |
0.21 |
1966 |
3 589 220 |
9 |
5 |
2.51 |
0.17 |
1967 |
2 931 285 |
6 |
4 |
2.05 |
0.13 |
1968 |
2 731 630 |
7 |
3 |
2.56 |
0.13 |
1969 |
2 512 300 |
11 |
3 |
4.38 |
0.21 |
1970 |
2 419 615 |
7 |
2 |
2.89 |
0.13 |
1971 |
2 292 330 |
9 |
4 |
3.92 |
0.17 |
1972 |
2 136 600 |
10 |
2 |
4.68 |
0.19 |
1973 |
2 002 680 |
10 |
6 |
4.99 |
0.19 |
1974 |
1 915 520 |
4 |
3 |
2.09 |
0.08 |
1975 |
1 802 570 |
3 |
1 |
1.66 |
0.06 |
1976 |
1 647 738 |
9 |
6 |
5.46 |
0.21 |
1977 |
1 338 337 |
3 |
3 |
2.24 |
0.08 |
1978 |
1 136559 |
1 |
1 |
0.88 |
0.03 |
1979 |
917 336 |
1 |
1 |
1.09 |
0.03 |
1980 |
882 783 |
4 |
1 |
4.53 |
0.14 |
1981 |
690 750 |
1 |
0 |
1.45 |
0.05 |
Année |
Taux de fréquence |
|
avec arrêt |
de + de 20 j d'incapacité |
|
1955 |
16,23 |
3,96 |
1956 |
13,37 |
3,73 |
1957 |
12,17 |
3,13 |
1958 |
8,57 |
2,54 |
1959 |
7,27 |
2,38 |
1960 |
7,09 |
2,48 |
1961 |
6,66 |
2,39 |
1962 |
5,73 |
2,08 |
1963 |
5,02 |
2,09 |
1964 |
4,72 |
2,02 |
1965 |
4,63 |
1,97 |
1966 |
4,44 |
1,90 |
1967 |
4,48 |
2,05 |
1968 |
4,40 |
1,94 |
1969 |
4,52 |
2,23 |
1970 |
4,53 |
1,90 |
1971 |
4,42 |
1,98 |
1972 |
5,29 |
2,46 |
1973 |
5,64 |
2,70 |
1974 |
5,40 |
2,03 |
1975 |
6,15 |
1,98 |
1976 |
6,29 |
2,38 |
1977 |
6,57 |
2,34 |
1978 |
6,49 |
2,11 |
1979 |
6,02 |
2,21 |
1980 |
6,07 |
2,54 |
1981 |
6,61 |
2,30 |
Ambiance
La température
sensiblement constante, est voisine de 13°. Les accès sont larges et les
déplacements faciles, le plus souvent en véhicules.
Du fait de l'humidité
de l'air (95 à 100%), l’atmosphère très peu poussiéreuse, sauf dans des
endroits précis comme au voisinage des jumbos (port du masque nécessaire), des
mineurs continus (arrosage et ventilation forcés) et lors des tirs
(l'évacuation obligatoire et ventilation forcée pendant au moins une heure,
éliminent du même coup les gaz de combustion). Les gaz d'échappement des
moteurs Diesel sont filtrés par des cuves de barbotage ou épurés par des
filtres secs neutralisant toute émission d'oxyde de carbone. De multiples
contrôles sont effectués tous les jours pour déceler la présence éventuelle de
gaz toxiques (oxydes de carbone ou d'azote)
Chutes de bloc
Le risque majeur que
courent encore les mineurs reste la chute de blocs. La première étape du
traitement de ce risque a été l’apparition du boulonnage systématique qui constitue
le soutènement suspendu des galeries. Mais ce dernier ne suffit pas, il faut
aussi combattre vigoureusement le risque de chute de blocs par le sondage et le
purgeage ; détection à la sonde manuelle des morceaux instables, puis
décrochement provoqué de ces morceaux. Une nouvelle étape décisive a été
franchie avec les machines à purger, dont certaines sont maintenant
radio-commandées, qui assainissent une galerie beaucoup mieux qu'un purgeage
manuel ne pourrait le faire, et dans des conditions infiniment moins fatigantes
et dangereuses pour le personnel.
On remarquera
l'influence bénéfique considérable de la généralisation du boulonnage sur les
accidents mortels par chute de blocs en comparant les données du tableau
suivant avec les tableaux précédents sur la période 1950-1960.
De même l’arrivée
massive des machines à purger vers 1975 a permis de faire que l’année 1980 soit
la première année sans accident mortel par chute de blocs dans les mines de fer
de Lorraine.
Evolution
du nombre de boulons posés annuellement
Année |
Boulons à fente et coin |
Boulons à expansion |
Tiges à la résine |
Total |
Boulons posés par 1000 t extraites |
1950 |
0 |
0 |
0 |
0 |
0 |
1951 |
0 |
0 |
0 |
0 |
0 |
1952 |
258 000 |
0 |
0 |
258 000 |
6,8 |
1953 |
539 000 |
0 |
0 |
539 000 |
13,6 |
1954 |
1 303 000 |
0 |
0 |
1 303 000 |
31,6 |
1955 |
1 360 000 |
187 890 |
0 |
1 548 000 |
33,1 |
1956 |
1 620 000 |
507 000 |
0 |
2 127 000 |
43,5 |
1957 |
1 815 384 |
781 816 |
0 |
2 597 200 |
53,8 |
1958 |
2 008 240 |
1 516 580 |
0 |
3 524 800 |
63,0 |
1959 |
2 015 760 |
1 415 580 |
0 |
3 431 364 |
59,9 |
1960 |
2 206 516 |
1 987 012 |
0 |
4 193 000 |
66,8 |
1961 |
2 127 252 |
2 434 374 |
0 |
4 561 626 |
73,1 |
1962 |
1 939 895 |
2 630 603 |
0 |
4 615 391 |
76,4 |
1963 |
1 568 697 |
2 155 437 |
0 |
3 726 534 |
70,5 |
1964 |
1 195 889 |
2 499 525 |
815 |
3 724 655 |
66,8 |
1965 |
976 834 |
2 694 722 |
82 262 |
3 763 388 |
68,8 |
1966 |
621 920 |
2 596 614 |
203 109 |
3 424 243 |
68,1 |
1967 |
356 619 |
2 222 947 |
315 849 |
2 897 465 |
65,7 |
1968 |
365 096 |
2 520 946 |
400 909 |
3 288 566 |
65,6 |
1969 |
281 788 |
2 640 530 |
494 609 |
3 421 906 |
66,6 |
1970 |
250 050 |
2 633 009 |
597 592 |
3 480 722 |
66,4 |
1971 |
204 272 |
2 501 783 |
690 314 |
3 396 369 |
65,7 |
1972 |
208 375 |
2 191 873 |
885 059 |
3 285 307 |
65,2 |
1973 |
127 210 |
2 002 374 |
1 226 472 |