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

 

 

Retour à la page d’accueil

 

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