I

‘‘Université de Lubumbashi’’
Faculté Polytechnique
Département des Mines
B.P. 1825
LUBUMBASHI

THEME
« DETERMINATION DE LA FLOTTE D’ENGINS NECESSAIRE POUR

L’EXCAVATION DU FLANC NORD DE LA MINE DE MUTOSHI NORD »

Travail de fin d’études

En vue de l’obtention du Diplôme de Bachelier en Sciences de
l’Ingénieur
Par MWILAMBWE KALUFAYI Adrien

MAI 2024
 II

‘‘Université de Lubumbashi’’
Faculté Polytechnique
Département des Mines
B.P. 1825
LUBUMBASHI

THEME
« DETERMINATION DE LA FLOTTE D’ENGINS NECESSAIRE POUR
L’EXCAVATION DU FLANC NORD DE LA MINE DE MUTOSHI NORD »

Travail de fin d’études

En vue de l’obtention du Diplôme de Bachelier en Sciences de
l’Ingénieur

Présenté par l’Etudiant MWILAMBWE KALUFAYI Adrien

Directeur Pr Dr Ir KATWIKA NDOLWA Christian
Codirecteur C.T. M.Sc. Ir MUSIMBA KASIYA Albert

ANNEE ACADEMIQUE 2022-2023

 I

EPIGRAPHE

“Dans chaque pierre dort un diamant.”

- Proverbe africain
 II

DEDICACE

A mon père KITENGE KALUFAYI Symphorien, ma mère NGOIE WA NGOIE Bernadette pour
leur soutien indéfectible, à ma sœur KASONGO KALUFAYI Francine et à mon frère N’DUWA
KALUFAYI Faic et en mémoire de ma très chère grande mère VUMILIYA KYUNGU Séraphine
 III

REMERCIEMENTS

En premier lieu nous remercions le tout puissant Dieu de nous avoir accordé la puissance, la
volonté et la persévérance pour achever ce travail.
Je tiens à exprimer aussi ma profonde reconnaissance envers toutes les personnes qui ont
contribué au succès de mon travail de fin d’études. Leur soutien, leurs conseils et leur
encouragement ont été essentiels pour mener à bien ce projet. Voici mes remerciements les plus
sincères :
A Mon Directeur de Mémoire et mon codirecteur : Pr Dr Ir KATWIKA NDOLWA Christian
et le C.T.M.Sc.Ir Albert MUSIMBA KASIYA ; je tiens à les remercier chaleureusement pour
leur patience, leur expertise et leurs précieux conseils tout au long de ce processus. Leur
disponibilité et leur engagement ont été inestimables.
A Mes maitres de stage : Ir KONGOLO Patty et Ir KALASA Ken , pour leur encadrement
Nous remercions également les autorités de l’entreprise CHEMAF S.A et à tous les encadreurs,
qui nous ont facilité d’accéder dans leurs installations enfin de pouvoir passer notre période de
stage.
Au Doyen de ma faculté Pr Dr Ir KANIKI TSHAMALA Arthur , Mes remerciements vont
également à l’ensemble de l’équipe pédagogique de l’université de Lubumbashi faculté
polytechnique. Leurs enseignements, leurs cours et leurs retours ont enrichi ma compréhension
du sujet et ont contribué à la qualité de mon travail.
Nous tenons à remercier également tous les professeurs, chefs de travaux et assistants de la
faculté polytechnique de Lubumbashi ; en particulier ceux du département de mines pour la
connaissance acquise auprès d'eux.
A tous mes amis : Ir MWAMBA ILUNGA Gabriel, Ir MUKOLA Jonathan, Ir KABILA
Michael , Ir TIDIATA Yves, KALUME Parfait, KILUKA Djo, KABILA Maurice ,KIBWE
Junias, MUNGANGA gloire ,MWENGE yrcille ,VINGIVHIYA Henock , MALANGO Jimmy
MBULI Josué, MBEMBE olivier, RUMB jemima, NGOIE Ned, Ir KATETA Alexis ,MUNGA
Chris, Ir KAZADI Chrispin ,KONGOLO Heritier, ILUNGA Deborah,
BATITI Evodie, KAPOKALA Merveille, BANZA Elisée, Ir ETSORA Moise et à tous les frères
de ma très chère chorale AIGLE DE LA FOI et à ma communauté 30e CPCO, merci pour vos
prières, vos échanges fructueux, vos discussions passionnantes et vos moments de partage, Votre
amitié et votre collaboration ont rendu cette expérience encore plus enrichissante, pour votre
soutien indéfectible. Vos mots d’encouragement et votre présence ont été une source de
motivation constante.
 IV

A toute ma famille : Je suis reconnaissant envers tous les membres de ma famille :

Mes tantes et oncles : MWAYA NGOIE Jeanne, MWILAMBWE YOHARI Helene, MAUWA
NSESELE Laetitia, KANYIMBU KOJ Patrick, NDUWA KOJ Pablo, TSHINYAMA KOJ Fidel
etc…
Mes frères et sœurs : KALUFAYI Paulin, NGOIE Naomi, KALUFAYI Lina, KALUFAYI
Lucien, KALUFAYI Alphani, KALUFAYI Roger, KALUFAYI sympho
Mes cousins : MWAMBA Evariste, UPALE Fabrice, DAOUD Samuel, KUNTIMA Honneur,
MWILAMBWE Live, NDUWA Princilia, KALUMBU Séraphine, BITANGILAYI Joiledie,
KITWA Gorbatchev, KITENGE Gaston, BOGANI Didiane, ROSETTE, choudelle, gloire etc…
Mes beaux-frères et belles sœurs : KILUNZI James, NGOY Alex, MWANGE Rosie etc…
Aux personnes spéciales que Dieu a mises tout au long de mon trajet : je vois PAPA ILUNGA
BANZE David, Ir MULAYA Paul etc…
Enfin, je tiens à exprimer ma gratitude envers toutes les personnes anonymes qui ont contribué
indirectement à mon projet. Que ce soit par leurs recherches, leurs publications ou leurs ressources
en ligne, leur impact a été significatif.

Ce travail de fin d’études n’aurait pas été possible sans vous tous. Merci du fond du cœur pour
votre précieuse collaboration et votre confiance.
 V

RESUME

Le thème de notre étude est intitulé : « détermination de la flotte d’engins nécessaire pour
l’excavation du flanc nord de la mine de MUTOSHI NORD ». Le présent travail est axé sur une
étude visant à évaluer le besoin en engins de chargement, de transport et de terrassement dans la
mine à ciel ouvert de MUTOSHI nord. Ces dit opérations étant essentielles dans l’exploitation des
mines en surface car elle représente une part importante des coûts de production et ont un impact
direct sur la productivité de la mine.

Après avoir cerné le système de chargement, de transport et du terrassement en surface nous

avons constitué notre base des données par chronométrage lors du travail des engins du front de
la mine jusqu’à chaque remblai. A cet effet 30 échantillons ont été prélevés dans des conditions
variées sur les éléments de calculs recherchés.
Cette évaluation de ces besoins a abouti aux calculs du temps de cycle, du coefficient de mise à
disposition ; du coefficient d’utilisation effective, du coefficient d’utilisation absolue, du
rendement théorique et du rendement effectif de la pelle CAT 395 mais aussi ceux du camion
TONLY TL 855 et de nos engins de terrassement et nous avons aboutis à l’adoption de la flotte
suivante : 2 pelles CAT 395 , 21 camions TONLY TL 855 , 1 niveleuse , 1 bulldozeur.
Mots clés : chargement, transport, flotte, rendement et mine à ciel ouvert.
 VI

ABSTRACT

The theme of our study is titled: ‘Determination of the fleet of machinery required for excavating
the northern flank of the MUTOSHI NORD mine.’ This work focuses on evaluating the need for
loading, transportation, and earthmoving equipment in the open-pit mine at MUTOSHI nord.
These operations are crucial in surface mining because they represent a significant portion of
production costs and directly impact mine productivity.

After analyzing the loading, transportation, and surface earthmoving system, we compiled our
database through timing the work of the machinery from the mine face to each embankment. For
this purpose, we collected 30 samples under various conditions related to the calculated elements.

This assessment of needs led to calculations of cycle time, availability coefficient, effective
utilization coefficient, absolute utilization coefficient, theoretical efficiency, and actual efficiency
for the CAT 395 excavator, as well as for the TONLY TL 855 truck and our earthmoving
equipment. As a result, we arrived at the following fleet configuration: 2 CAT 395 excavators, 16
TONLY TL 855 trucks, 1 grader, and 1 bulldozer.

Keywords: loading, transportation, fleet, efficiency, and open-pit mining.

 VII

TABLE DES MATIERES

EPIGRAPHE ....................................................................................................................................I

DEDICACE .................................................................................................................................... II

REMERCIEMENTS ..................................................................................................................... III

RESUME........................................................................................................................................ V

ABSTRACT ..................................................................................................................................VI

TABLE DES MATIERES .......................................................................................................... VII

LISTE DES FIGURES ................................................................................................................... X

LISTE DES TABLEAUX .............................................................................................................XI

INTRODUCTION GENERALE..................................................................................................... 1

CHAPITRE I. GENERALITES SUR A MINE DE MUTOSHI NORD ........................................ 3

I.1. INTRODUCTION ................................................................................................................ 3

I.2. HISTORIQUE DE LA MINE ............................................................................................... 3

1.3 CADRE GEOGRAPHIQUE ................................................................................................. 3

1.3.1 LOCALISATION........................................................................................................... 3

1.3.2 CLIMAT ET VEGETATION ........................................................................................ 4

I.3.3 HYDROLOGIE .............................................................................................................. 5

1.4 CADRE GEOLOGIQUE ...................................................................................................... 5

1.4.1. GEOLOGIE REGIONALE ........................................................................................... 5

1.4.2. Litostratigraphie du katanguien ..................................................................................... 8

1.4.3 Tectonique régionale ...................................................................................................... 9

1.4.4 Géologie locale ............................................................................................................. 10

1.4.5 Morphologie du gisement............................................................................................. 10

1.4.6 Minéralisation............................................................................................................... 11

1.4.7 Réserves minérales ....................................................................................................... 12

1.5 Conclusion ........................................................................................................................... 12

 VIII

CHAPITRE 2 : CHARGEMENT ET TRANSPORT DANS UNE MINE A CIEL OUVERT .... 14

II.1. INTRODUCTION ............................................................................................................. 14

II.2. CHARGEMENT ............................................................................................................... 14

II.2.1 CYCLE DE L’UNITE DE CHARGEMENT .............................................................. 14

II.2.2 ENGINS DE CHARGEMENT ................................................................................... 15

II.2.3. LES CHARGEUSES .................................................................................................. 16

II.2.4 LES PELLES ............................................................................................................... 18

II.3. TRANSPORT .................................................................................................................... 20

II.3.1 CYCLE DE L’UNITE DE TRANSPORT .................................................................. 21

II.3.3. TOMBEREAUX A CHASSIS ARTICULES ............................................................ 23

II.3.4. TOMBEREAUX A CHASSIS RIGIDES .................................................................. 24

II.4 UTILISATION DES ENGINS ........................................................................................... 25

II.4.1 LES CLASSES D’HEURES ....................................................................................... 25

II.4.1. LES HEURES D’UTILISATION EFFECTIVES (H.U.E) ........................................ 27

II.5 DEBIT HORAIRE D’UNE PELLE ................................................................................... 28

II.5.1 DEBIT HORAIRE THEORIQUE D’UNE PELLE .................................................... 28

II.5.2 DEBIT HORAIRE EFFECTIF D’UNE PELLE ......................................................... 30

II.6 DEBIT HORAIRE D’UN CAMION-BENNE ................................................................... 30

II.6.2 DEBIT HORAIRE EFFECTIF D’UN CAMION-BENNE ......................................... 31

II.7 FLOTTE D’ENGINS ......................................................................................................... 32

Calcul de la flotte d’engins.................................................................................................... 32

II.7.3 NOMBRE DES CAMIONS A AFFECTER A UNE PELLE ..................................... 34

II.8 CONCLUSION .................................................................................................................. 35

CHAPITRE III : DETERMINATION DE LA FLOTTE D’ENGINS NECESSAIRE POUR

L’EXCAVATION DU FLANC NORD DE LA MINE DE MUTOSHI NORD .......................... 37

III.1. INTRODUCTION ............................................................................................................ 37

III.2. PRESENTATION DES ENGINS DE LA MINE DE MUTOSHI NORD ...................... 37

 IX

III.2.1 Types de engins de chargement ................................................................................. 37

III.3 QUELQUES NOTIONS STATISTIQUES ...................................................................... 39

III.4 ANALYSE STATISTIQUE DU TEMPS DE CYCLE..................................................... 41

III.4.1 Temps de cycle de la pelle ......................................................................................... 41

III.4.2 Temps de cycle de la benne........................................................................................ 46

III.5 COEFFICIENT D’UTILISATION DES ENGINS ........................................................... 53

III.5.1 Pour la pelle ................................................................................................................ 53

III.5.2 Pour les camion-benne ............................................................................................... 56

III.5.2.1 Calcul statistique de la moyenne des Heures de Mise à Disposition ...................... 57

III.6 COEFFICIENT DE REMPLISSAGE ............................................................................... 58

III.7 DETERMINATION DU RENDEMENT DE LA PELLE ................................................ 59

III.7.1 Rendement théorique...................................................................................................... 59

III.7.2 Rendement réel ........................................................................................................... 59

III.8 DETERMINATION DU RENDEMENT DU CAMION-BENNE ................................... 59

III.8.1 Rendement théorique.................................................................................................. 59

III.8.2 Rendement effectif ............................................................ Erreur ! Signet non défini.

III.9 FLOTTE D’ENGINS ........................................................................................................ 60

III.9.1 Nombre de pelles ........................................................................................................ 60

III.9.2 Nombre de camions .................................................................................................... 62

III.9.3 Nombre de camions à maintenir en service ...................... Erreur ! Signet non défini.

III.9.4 Détermination des unités de terrassement .................................................................. 63

III.10 OBSERVATION ............................................................................................................. 64

III.11 CONCLUSION ................................................................................................................... 65

CONCLUSION GENERALE ....................................................................................................... 66

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES ...................................................................................... 67

 X

LISTE DES FIGURES

Figure 1.1 carte de localisation de la mine de mutoshi north .......................................................... 4

Figure 1.2 : coupe géologique du gisement de mutoshi north ...................................................... 11
Figure II.1 cycle de l'unité de chargement .................................................................................... 15
Figure II.2 : Engins de chargement pour les mines à ciel ouvert .................................................. 16
Figure II.4 : chargeuse sur chenilles.............................................................................................. 17
Figure II.3 : pelle hydraulique sur chenille en bute....................................................................... 18
Figure II.4 : pelle hydraulique sur chenille en mode retro ............................................................ 19
Figure II.5 : Pelle à câbles sur chenilles ........................................................................................ 19
Figure II.6 : cycle de l'unité de transport ....................................................................................... 21
Figure II.7 : Classification générale des systèmes de transport .................................................... 22
Figure II.8: Tombereau articulé .................................................................................................... 23
Figure II .9 : tombereau rigide ..................................................................................................... 24
Ils sont particulièrement recommandés : ....................................................................................... 24
Figure III.1 : pelle hydraulique CAT 395 ..................................................................................... 37
Figure III.2 : camion benne TONLY TL 855................................................................................ 39
 XI

LISTE DES TABLEAUX

Tableau 1.1 : lithostratigraphie du katanguien ................................................................................ 8

Tableau 1.2 : stratigraphie du précambrien A (katanguien) au katanga méridional ..................... 10
Tableau 1.3 : liste des minéraux recensés à MUTOSHI NORD ................................................... 11
Tableau 1.4 : total grade and tonage estimate above 0,7% Tcu cut off(source : optiro , 2009) .... 12
Tableau III.1 caractéristiques techniques de la pelle cat 395 ...................................................... 38
Tableau III.2 :caracteristiques techniques du camion-benne de marque TONLY TL 855 ........... 39
Tableau III.4: Calcul statistique du temps moyen d’excavation de la pelle hydraulique CAT 395
....................................................................................................................................................... 43
Tableau III.5: Calcul statistique du temps moyen de giration aller de la pelle hydraulique CAT 395
....................................................................................................................................................... 44
Tableau III.6: Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la pelle hydraulique CAT
395 ................................................................................................................................................. 45
Tableau III.7: Calcul statistique du temps moyen de giration retour de la pelle hydraulique CAT
395 ................................................................................................................................................. 45
Tableau III.9: Chronométrage en seconde du temps de cycle des camions bennes TONLY TL855
vers le remblais à minerais se trouvant à 1,1km de la mine de MUTOSHI NORD ................... 46
Tableau III.10: Calculs statistiques du temps moyen de chargement du camion benne TONLY TL
855 ................................................................................................................................................. 48
Tableau III.15 : Calculs statistiques du temps moyen de manœuvre au chargement du camion
benne TONLY TL 855 .................................................................................................................. 52
Tableau III.16 : Calculs statistiques du temps moyen d’attente au chargement du camion benne
TONLY TL 855 ............................................................................................................................ 53
Tableau III.18 : Les différentes heures récoltées au service de dispatch pour 30 jours de la Pelle
hydraulique CAT 395 .................................................................................................................... 54
Tableau III.19 : Les différentes heures récoltées au service de dispatch pour 30 jours du camion
benne TONLY TL 855 .................................................................................................................. 56
Tableau III. 20 : Synthèse De la flotte d’engins ............................................................................ 64
 1

INTRODUCTION GENERALE

La mine de MUTOSHI NORD, située dans une région riche en ressources minérales, joue un rôle
essentiel dans l’industrie minière. Notre travail se concentre sur la planification et l’optimisation
de la flotte d’engins nécessaires pour l’excavation du flanc nord de cette mine.
Vu la multiplicité des facteurs intervenants dans le rendement du transport, ainsi que la production
minière journalière planifiée de 10800 tonnes ; pour atteindre ses objectifs, l’exploitant s’est senti
dans le besoin de faire une étude sur ce point. C’est ainsi que le Bureau d’Etudes du Département
des Mines de CHEMAF SA PROJET MUTOSHI nous a proposé le sujet qui fait l’objet du présent
travail et est intitulé : « Détermination de la flotte d’engins nécessaire pour l’excavation du flanc
nord de la mine de MUTOSHI NORD ».

Ainsi, une problématique se pose ; partant de la planification déjà faite, comment

déterminer le nombre d’engins de transport suivant chaque remblai de stockage, ainsi que ceux
concourant à l’optimisation de cette opération, c’est-à-dire les engins de chargement et de
terrassement.
Cette problématique soulevée engendre les objectifs suivants à atteindre dans ce travail :
 Déterminer le nombre d’engins de chargement ;

 Déterminer le nombre d’engins de transport ;

 Déterminer le nombre d’engins de terrassement ;

Il est d’usage scientifique que tout travail qui se veut valable et consistant suive une procédure
méthodologique pour arriver à un bon résultat.

En ce qui nous concerne, nous avons fait usage à la méthode exégétique. Ainsi, pour
collectionner les renseignements jugés nécessaires à l’élaboration de notre travail, nous avons
emprunté la technique documentaire, d’observation libre des opérations de chargement et de
transport, le chronométrage, la consultation des livres, des notes de cours, des travaux de fin
d’études, des thèses et des catalogues spécialisés. Certaines données nous ont été fournies par
l’entreprise TERRA qui est une sous-traitance de CHEMAF SA qui s’occupe du transport au Sein
de la mine de MUTOSHI NORD.
La collecte de certaines données pour le présent travail se limite sur la période allant du mois de
novembre 2023 au mois de décembre 2023.
 2

Ainsi, dans le but de répondre aux objectifs, le présent mémoire s’articule autour de trois chapitres
hormis l’introduction et la conclusion générale :

 le premier chapitre présente les généralités sur la mine de mutoshi nord ;

 le deuxième chapitre expose sur le chargement et transport dans une mine à ciel ouvert et
 en fin le troisième chapitre parle de la détermination de la flotte d’engins nécessaire pour
l’excavation du flanc nord de la mine de mutoshi nord.
 3

CHAPITRE I. GENERALITES SUR A MINE DE MUTOSHI NORD

I.1. INTRODUCTION

Dans ce chapitre, nous allons présenter l’aperçu générale de la mine de MUTOSHI NORD ; la
géologie locale, la stratigraphie, la tectonique, la minéralisation, la localisation du site et
l’hydrogéologie.

I.2. HISTORIQUE DE LA MINE

La mine de MUTOSHI (ex Ruwe) est parmi les premières mines historiquement à avoir été
exploitée dans la région, la minéralisation a été découvert pour la première fois en 1903 et la zone
du projet a depuis subi plusieurs phases d’explorations et de production qui sont les suivantes :

 1903-1959 : il y’a eu exploitation d’or, en grande quantité dans la mine souterraine de ruwe
par UMHK (union minière du haut Katanga) ;
 1936-1937 : découverte de la minéralisation en cuivre et en cobalt sur le flanc nord du
synclinal ou les opérations à ciel ouvert de MUTOSHI ont commencé, et UMHK l’a
exploité jusqu’en 1966 ;
 1966-2004 : la mine a été exploité par la Gécamines SA qui a produit plus de 986000 tonnes
de métal de cuivre et 18200 tonnes de cobalt à partir des minerais extraits dans la période
précédente 1987 après quoi les opérations minières ont cessé en raison des conditions du
marché et de l’effondrement local du mur de la fosse ;
 2004-2012 : En 2004 ANVIL MINING en coentreprise avec GECAMINES SA et EMIKO
SPRL ont effectué des forages supplémentaires pour définir des ressources contenues sous
le permis d’exploitation PE2604 et PE2756 ;
 2015 à nos jours : la mine de MUTOSHI est exploitée par l’entreprise CHEMAF SA.

1.3 CADRE GEOGRAPHIQUE

1.3.1 LOCALISATION
La mine de MUTOSHI NORD désignée à l’origine sous le nom de ruwe est localisée en
république démocratique du Congo dans la partie orientale de l’écaille de charriage de la ville de
Kolwezi dans la province de Lualaba.

La colline minéralisée est plus précisément située à 25°33’ de longitude et est à 10°41’ de latitude
sud, près de la source de ruisseau de KULUMAZIBA affluent de la Lualaba.
 4

Voici une localisation plus exacte de la carte du site de la mine de MUTOSHI sur l’image suivante
:

Figure 1.1 carte de localisation de la mine de mutoshi north

1.3.2 CLIMAT ET VEGETATION

La mine de MUTOSHI comme la ville de Kolwezi et ses environs possède un climat du type chaud
et sec pour une année la température moyenne est de 22.4°C.

La saison de pluies est couverte et la saison sèche est dégagée avec beaucoup de vents, le climat
est chaud tout au long de l’année, la température varie de 9 à 23°C, Ce type de climat est caractérisé
par l’alternance de deux saisons : la saison de pluies et la saison sèche. La saison de pluies s’étend
d’octobre à avril, elle est suivie par la saison sèche qui commence au mois de mai et se termine au
mois de septembre.

La saison à fortes précipitation (la saison de pluies) dure cinq mois, souvent elle commence le 26
octobre et va jusqu’au 6 avril.

Les précipitations par jour sont fréquemment supérieures à 41% et décembre est le mois avec le
plus grand nombre des précipitations.

La saison à faibles précipitation (la saison sèche) commence régulièrement le 6 avril et va jusqu’au
26 octobre.

Juillet est le mois qui a de faibles précipitations avec moins d’un millimètre de précipitation par
jour. Sous ce type de climat tropical pousse une végétation, tout à fait particulière, dominée par
 5

une savane herbeuse appartenant au plateau de MANIKA, il englobe plusieurs types de milieux
naturels.

La végétation est marquée par une foret claire appelé MIOMBO qui représente près de 80% du
paysage végétal et une forêt dense et sèche appelée muhutu, on a par endroit une alternance de
MIOMBO et une savane herbacée dite MUSHITU ; on remarque une faible croissance de la
végétation sur la plupart des gisements de cu-co, une mauvaise croissance due à l’emplacement
des plantes par des concentrations de métaux.

I.3.3 HYDROLOGIE
Pour que l’exploitation se fasse dans le sec l’exploitant doit avoir une connaissance parfaite de
l’hydrologie (qui est une science qui étudie les eaux souterraines) pour permettre d’une partie
d’élaborer un programme d’exhaure adéquat dans la mine.

La ville de KOLWEZI appartient dans sa totalité au bassin de LUALABA, cette zone est traversée
par des nombreux petits cours d’eau prenant leur source dans le plateau de MANIKA en se
rattachant au sous bassin de MUSONOI et de LUILU.

Tous les puits forés dans l’espace minier de MUTOSHI indiquent que les eaux souterraines sont
rencontrées à des niveaux variant entre 16 et 55 mètres

1.4 CADRE GEOLOGIQUE

1.4.1. GEOLOGIE REGIONALE

La majorité des gisements cupro-cobaltifères du Katanga appartiennent à l’arc Lufilien ou
Katanguien.
Ce dernier est un ensemble regroupant les sédiments qui ont été déposés durant la
période séparant l’orogenèse Kibarienne de l’orogenèse Lufilienness datant de 500 à 900 Ma.
Les sédiments Katanguiens ont été déposés dans un bassin de type rift continental. Ils reposent sur
des roches d’âges différents. Nous trouvons dans la subdivision du Katanguien la succession
suivante du sommet à la base :

 Le super-groupe de Kundelungu ;
 Le super-groupe de Nguba ;
 Le super-groupe de Roan.
Cette subdivision litho stratigraphique est basée sur deux niveaux conglomératiques,
nous avons :

 Le grand conglomérat ;
 6

 Le petit conglomérat.
a. Le Super-groupe de Kundelungu
Le Kundelungu est dominé par des roches détritiques et son milieu de sédimentation est marin. Sa
puissance totale est d’environ 3000 m, sa lithologie se présente successivement sous forme d’un
ensemble de roches calcaires gréseuses suivi des shales dont la base est formée du petit
conglomérat. Le Kundelungu est subdivisé en trois principaux groupes ci-dessous :
Le groupe des plateaux,
Le groupe de kyubo,
Le groupe kalule.
a. Le Super-groupe de Nguba
Ce super-groupe comprend essentiellement les roches détritiques déposées, dont la
puissance varie entre 1000 et 3000 m. Le Grand conglomérat constitue sa base. Le super-
groupe
de Nguba comprend deux groupes suivants: Le groupe de Monwezi (Ng2) situé au sommet
est composé de :
Nguba 2.2,
Nguba 2.1.
Le groupe de Likasi (Ng1) qui forme la base, à son tour est subdivisé en :
Nguba 1.3,
Nguba 1.2,
Nguba 1.1.
B. Le Super-groupe de Roan
Le super-groupe de Roan est le mieux étudié, car beaucoup de recherches ont été
faites sur ce dernier et c’est en son sein que nous rencontrons les principales minéralisations
du Katanga : le cuivre-cobalt-nickel-uranium. Il est à prédominance des roches dolomitiques
déposées dans un milieu sédimentaire de type lagunaire.
Ces roches montrent que les sédiments de ce super-groupe ont été déposés dans une mer peu
profonde. Il a été subdivisé en quatre Groupes de haut en bas :
Le Groupe de Mwasha,
Le Groupe de Dipeta
Le Groupe des Mines,
Le Groupe des RAT
Il est constitué d’un très grand nombre des minéraux que nous trouvons dans l’arc lufilien du
 7

Katanga. Ils sont porteurs essentiellement des minéralisations stratiformes cupro cobaltifères.
Le Groupe des RAT
Le sigle RAT signifie Roches Argilo- Talqueuses. Le Groupe est subdivisé en une succession
des couches positionnée de haut en bas : Une couche composée de grés dolomitique, des
dolomies gréseuses et talqueuses. La couche suivante laisse entrevoir la présence de
conglomérat Arkosique, quartz, grés argileux et cherts. La couche qui est à la base du Groupe
des RAT est représentée essentiellement par le conglomérat quartzitique et les quartzites de
Konkola.
Formations Phanérozoïques Tabulaires
Ce sont des formations qui se sont constituées pendant la période de calme orogénique qui a
suivi le plissement du Katanguien. A cet effet, les sédiments ont formé des couches qui se
caractérisent de haut en bas comme ci-après :
Les alluvions récentes d’âge quaternaire,
Le système du Kalahari Cénozoïque,
Le système de Lukuga d’âge Paléozoïque.
Dans la suite de notre travail, nous nous intéresserons qu’au Katanguien avec ses formations et
en particulier au Groupe des Mines de Roan. Pour mieux situer les formations minéralisées par
rapport à la lithologie locale, nous montrons ci-dessous l’échelle stratigraphique du Katanguien.
La ceinture cuprifère du Katanga qui, avec le Copperbelt zambien (Figure I.4) constituent l'une
des grandes provinces métallo géniques du monde et renferment les gisements plus riches en
cuivre, cobalt et d'uranium. Ces dépôts sont hébergés principalement par des roches
sédimentaires de la fin du Système Protérozoïque katangais, marqué par une épaisse succession
des sédiments (7000m) au-dessus des roches volcaniques mineur, et intrusions. Les données
géochronologiques révèlent un âge de dépôt des sédiments katangais de ± 880Ma et de la
déformation pendant l'orogenèse katangaise à ±650 Ma. Cette déformation a conduit à la
formation de l’Arc lufilien ayant une tendance NW-SE, ce dernier s'étend de la Namibie sur la
côte ouest de l'Afrique par la Zambie, située au sud de la RDC. Mais l'intérieur de la RDC, la
zone s'étend sur plus de 300km au nord-ouest de Kolwezi.
Les plis se retrouvent à défaut le long des crêtes des anticlinaux à travers lesquels les roches du
super groupe de Roan ont été injectées dans les zones de failles, et serrent les plans de failles
tout en poussant les roches situées au-dessus du super groupe de Kundelungu supérieur
(actuellement Kundelungu): d'où « fragments » de Basse-Roan surviennent au-dessus des
 8

roches du super groupe de Kundelungu inférieur (actuellement Nguba). Ci-dessous nous

donnons la carte géologique du copperbelt Zambien et Congolais.

1.4.2. Litostratigraphie du katanguien

Tableau 1.1 : lithostratigraphie du katanguien
Système Super- Groupes Formations Lithologie
Groupes
Plateaux Conglomérats rouges, arkoses, grès et shales
(Ku3)
Kiubu Ku2.2 Grès, microgrès dolomitiques et shale, rares horizons de
calcaire
(Ku2)

Ku2.1 Grès fin et shales avec quelques fins lits de grès

feldspathiques roses

Ku1.3 Silts dolomitiques et sales

Kalule Calcaire dolomitique rose à gris
KUNDELUNGU

(Ku1) Ku1.2 Shales et grès micacés fins, Dolomies microgréseux et

shales
Dolomies microgréseux et sales

Ku1.1 Mixtites (Petit conglomérat)

Monwezi Dolomies grises, pourpre et beige alternant avec de sales
(Ng2) verts et gris (série récurrente), shales, grès fins roses

Ng1.3 Silts dolomitiques et sales

Likasi Ng1.2 Dolomies stromatholitiques et sales (Kaponda), dolomie
NGUBA

laminaire à massive (Kakontwe)

(Ng1)
Ng1.1 Mixtites (Grand conglomérat)
Mwanshya R4.2 Shales, shales carbonés, grès arkosiques
(R4)
R4.1 Dolomies avec jaspes et oolithes ferrugineux, banc
d’hématite et niveaux de pyroclastites
Dipeta R3.2 Dolomies inter-stratifiées avec grès et grès feldspathiques
(R3)

R3.1 Shales avec grès feldspathiques grossiers ou fins

Kambove Dolomies laminaires, stromatolithiques et talqueuses et
(R2.3) microgrès dolomitiques
KATANGUIEN

Mines Shale Shales dolomitiques, shales carbonés et

dolomitique occasionnellement dolomie, grès et Shales dolomitiques
(R2)
ROAN

(R2.2)
Shales dolomitiques, dolomies siliceuses au sommet
 9

Dolomies stromatolithiques avec shales intercalés (RSC)

Kamoto
(R2.1)
Dolomies siliceuses litées et laminées (RSF)

Microgrès ou silts dolomitiques (RAT grises)

R1.3 Microgrès ou silts dolomitico-chloriteux hématitiques

RAT
(R1)
R1.2 Microgrès ou silts chlorito-hématitiques roses à gris
pourpre, grès à la base et dolomie stromatolithique au
sommet

R1.1 Microgrès ou silts hématitiques légèrement dolomitiques

rouges lilas.

1.4.3 Tectonique régionale

Le katanguien a largement subi les effets de l’orogenèse Lufilienne. Cette orogenèse s’est déroulée
en plusieurs épisodes échelonnés (885, 680 et 620 Ma) qu’on appelle phase Kolweziènne, phase
Kundeluguienne et phase Monweziènne.

La forme arquée de la ceinture cuprifère Zambien-Katangaise daterait de cette orogenèse

Lufilienne qui a donné naissance aux successions d’anticlinaux et des synclinaux orientés SE-NW
dans la région du dôme granitique de la Luina et NE-SW vers le NW de Lubumbashi. Suite à cette
orogenèse, le katanguien se retrouve dans deux régions bien distinctes : le Nord du Katanga qui a
échappé à cette orogenèse et resté tabulaire, le Sud du Katanga a par contre été le siège d’une
tectonique très intense.

Au sud du Katanga, le katanguien s’est plissé sous forme d’un grand arc dont la concavité
est tournée vers le Sud.

Le Roan est rencontré dans la profondeur et a été extrudé sur le Kundelungu. Il a été
plissé, chevauché, voir charrié, puis disloqué en plusieurs méga fragments de dimensions
variables : « ECAILLES » des anciens géologues.

Dans le sud du Katanga aussi tectonisé, DEMESMAEKER et al (1963) distinguent trois

secteurs aux effets tectoniques inégaux :

 Le secteur SE : la tectonique est simple et est caractérisée par des anticlinaux complets ;
 Le secteur centre : la tectonique est extrusive et les plis déversés vers le sud. Il s’agit des
régions de Likasi, Shinkolobwe, Kambove et Fungurume ;
 10

Le secteur ouest : la tectonique est extrusive, chevauchante et se termine par un charriage. C’est
le secteur de Kolwezi qui présente une structure très complexe et faillée

1.4.4 Géologie locale

L’échelle stratigraphique de MUTOSHI se présente du sommet a la base de la manière ci-dessous :

Tableau 1.2 : stratigraphie du précambrien A (katanguien) au katanga méridional

Série supérieure Kundelungu supérieur(ks)

Série moyenne Kundelungu inferieur (ki)

Série inferieure Roan (r) :faisceau r4 Mwashya

Faisceau r3 Dipeta

Faisceau r2 Série des mines

Faisceau r1 R.A.T lilas

Subdivision du R2 ou série des mines

R.2.3 : calcaires à minéraux noirs ou C.M.N

R.2.2 : schistes dolomitiques ou S.D

R.2.2.3 : roches siliceuses caverneuses ou R.S.C

2.2: roches siliceuses feuilletées ou R.S.F

2.1 : dolomies stratifiées ou D.strat

1 : roches argilo-talqueuses grises ou R.A.T grises

Le site de MUTOSHI comprend 9 gisements qui sont : mutoshi north, mutoshi east, mutoshi
cobalt, mutoshi north west , manga, kinanga , mutoshi west , mulusonoi, mutoshi rat breche,

1.4.5 Morphologie du gisement

Les différentes prospections faites ont conduit à dire que la morphologie des gisements de
MUTOSHI est dressant vers le sud. Cependant les couches ont un pendage variable : dressant à
semi dressant et subhorizontal, la figure 1.2 suivante représente la coupe géologique du gisement
de MUTOSHI et celle de MUTOSHI NORD :
 11

Figure 1.2 : coupe géologique du gisement de mutoshi north

1.4.6 Minéralisation
Voici la liste des minéraux recensés à MUTOSHI NORD :

Tableau 1.3 : liste des minéraux recensés à MUTOSHI NORD

ELEMENTS Cuivre FORMULES
Or
SULFURES Chalcopyrite (1) CuFeS2
Chalcocite Cu2 S
Carrollite Cu(𝐶𝑜, 𝑁𝑖)2 S4
OXYDES Cuprite (2) 𝐶𝑢2 𝑜
Goethite (3) FeO(OH)
Hématite 𝐹𝑒2 O3
Hétérogénéite CoO(OH)
CARBONATES Azurite Cu3 (Co3 )2 (OH) 2
Calcite
Dolomite CaCo3
Malachite CaMg(CO3 )2
cu2 co3 (OH)2

PHOSPHATES Libethénite cu2 Po4 (OH)

Metatorbenite Cu(Uo2 )2 (Po4 )2 8H2 O
Pseudomalachite Cu5 (PO4 ) 2 OH4 . H2 O

ARSENIATES Argadite (TR,ca) cu6 (𝐴𝑠𝑂4 )3 (OH)6 .3𝐻2 𝑂

Conichalcite CaCuAsO4 (𝑂𝐻)
VANADATES Descloizile PbZn(VO4 (OH)
Sengierite Cu2 (𝑈O2 )2 V2 O8 .6H2 𝑂
Tyuyamunite Ca(UO2 )2 V2 O8 .5.8H2 𝑂
Volborthite Cu3 (𝑉𝑂4 )2 3𝐻2 𝑂
SULFATES Barite BaS𝑂4
Bronchantite Cu4 (𝑆O4 )(𝑂𝐻)6
SILICATES Cuprosklodowskite (𝐻3 𝑂)2 𝐶𝑢(𝑈𝑂2 )2 (𝑆𝑖𝑂4 )2 . 2𝐻2 𝑂
Dioptase CuSi𝑂2 (𝑂𝐻)2
Katangite (4)
(1) : sous forme disséminée fine, constituant le minerai primaire
(2) : dont la variété aciculaire chalcotrichite
 12

(3) : souvent sous forme de limonite

(4) :planchéite ou chrysocolle cryptocristalline

1.4.7 Réserves minérales

La minéralisation a été découvert pour la première fois dans la région de MUTOSHI en 1903 par
la société UMHK (union minière du haut Katanga) et la zone du projet a depuis subi plusieurs
phases d’explorations et de productions (or, cuivre, cobalt)

Les réserves minérales de la mine de MUTOSHI sont estimées dans le tableau ci-dessous :

Tableau 1.4 : total grade and tonage estimate above 0,7% Tcu cut off(source : optiro , 2009)
Prospect Area Tonnes Tcu % Tco%

Mutoshi North 18.306.075 1,42 0,36

Mutoshi Cobalt 14.130.875 1,37 0,16

Mutoshi East 10.717.125 1,26 0,04

Rat Bréche 33.486.000 1,43 0,11

Mutoshi Northwest 42.722.350 1,60 0,23

Mululusonoi 4.308.945 1,13 0,25

Manga 128.200 0,77 0,06

123.796.570 1,46 0,19

1.5 Conclusion

Dans ce chapitre il a été question de faire ressortir une aperçue générale sur la mine de mutoshi
nord en se basant sur l’historique, la localisation , la géologie locale , la géologie régionale, la
stratigraphie, la tectonique régionale, la lithostigraphie du katanguien , la minéralisation, la
morphologie du gisement les réserves minérales, la mine de mutoshi nord est exploitée à ciel
ouvert et la méthode employée pour l’exploitation est celle des fosses emboitées et l’exploitation
est conçue en 2 fosses : la cut 1 et la cut 2 avec un fond provisoire . L’accès au site se fait par
deux inclinés : une à l’entrée et une autre à la sortie.

Le site de MUTOSHI comprend neuf gisements qui sont respectivement nommés :Mutoshi
north,Mutoshi east,Mutoshi cobalt,Mutoshi north west ,Manga, Kinanga ,Mutoshi west
,Mulusonoi, Mutoshi rat breche
 13

Sur le plan minéralogique, MUTOSHI a une particularité de la faite que toutes les formations
géologiques sont minéralisées et la plus grande de la minéralisation est concentrée dans l’Ore body
inferieur. Signalons que l’exploitation à MUTOSHI NORD se fait encore dans la zone oxydée.
L’usine hydro métallurgique de CHEMAF SA n’est pas encore opérationnelle ce qui occasionne
le remblayage des minerais dans différents remblais en tenant compte de la teneur, ces remblais
sont situés à quelques kilomètres autour de la mine.
 14

CHAPITRE 2 : CHARGEMENT ET TRANSPORT DANS UNE MINE A

CIEL OUVERT

II.1. INTRODUCTION

En effet, dans ce chapitre nous faisons un aperçu général théorique sur l’opération de chargement
et celle de transport en martelant sur les points suivants : les notions de temps, de coefficient
d’utilisation, de coefficient de remplissage, de foisonnement, le temps de cycle, la capacité de
chargement, et les principaux paramètres des engins de chargement, le rendement volumique d’une
pelle etc…

II.2. CHARGEMENT

Etant une étape incontournable dans une mine, le chargement joue un rôle majeur pour le
déplacement des produits excavés (minerai, déblais, stérile) vers les engins de transport afin que
ces derniers les transportent vers les installations de traitement ou les lieux de stockage, ce
processus nécessite l’utilisation des équipements lourds tels que : des pelles hydrauliques, des
chargeuses sur pneu pour manipuler et charger les matériaux en toute sécurité et efficacité.

Le chargement requiert une planification minutieuse, une gestion précise des stocks et une
supervision constante pour assurer la productivité et la sécurité des travailleurs.

Par ailleurs le chargement est très déterminant pour les succès de tout projet minier du fait que la
production minière dépend pratiquement de la qualité des matériaux chargés.

Dans cet article nous examinerons les différentes méthodes de chargement des matériaux dans une
mine ainsi que les défis et enjeux liés associés à cette étape cruciale de l’exploitation minière

II.2.1 CYCLE DE L’UNITE DE CHARGEMENT

Le cycle de l’unité de Chargement se présente comme suit :
 15

Excavation

Retrour vers Aller vers

le front de l'unite de
taille transport

Deversement

Figure II.1 cycle de l'unité de chargement

Il est vraiment important de noter que chaque cycle de chargement doit être effectuée de manière
efficace pour assurer une capacité de chargement optimale.

Ainsi donc le temps de cycle de l’unité de chargement est donné par :

𝑇𝑐𝑦 𝑐 = 𝑇𝑒 + 𝑇𝑎𝑡 + 𝑇𝑑 + 𝑇𝑟 (II.1)

Avec :

 Tcyc = Temps de cycle de l’unité de chargement ;

 Te = Temps d’excavation d’une passe ;
 Tat = Temps d’aller à l’unité de transport ;
 Td = Temps de déversement ;
 Tr = Temps de retour au front de taille.

En pratique ce temps varie de 20 à 60 secondes dépendant d’un chantier à un autre, de la qualité

du minage, de l’habilité de l’opérateur, etc.,

II.2.2 ENGINS DE CHARGEMENT

Nous avons deux classes de chargement selon la méthode d’exploitation (Tatiya, 2005):

 Le chargement à ciel ouvert ;

 Le chargement souterrain.

Voici une représentation plus précise des sortes d’engins qu’on utilise dans une mine à ciel ouvert
dans la figure ci-dessous :
 16

Scraper

Grattage, poussée
Bulldozer
et dechirer

Ripper

Chargeuses sur
pneus

Pelles retros
Excavation,
chargement et
Surface-Équipement d' Excavation, creusement
Excavateurs
Chargement & deblayage hydrauliques

Draglines

Excavateurs à
Couper et godets sur echelles
charger
Roues pelles

Pelle de
decouverture
Jet
Dragline

Figure II.2 : Engins de chargement pour les mines à ciel ouvert

Ils jouent un rôle crucial dans les opérations minières en extrayant, excavant et en transportant les
matériaux.

Ces machines puissantes et spécialisées sont conçues pour manipuler des lourdes charges dans
des environnements difficiles offrant ainsi une efficacité et une productivité essentielle pour
l’exploitation minière.

II.2.3. LES CHARGEUSES

II.2.3.1. Chargeuse sur pneus

La chargeuse est une machine mobile dont le rôle est à la fois de charger les produits abattus (L=
load), de les transporter sur une distance relativement importante (H = haul), (pouvant
dépasser 300 m) et de les culbuter dans un endroit déterminé (trémie de réception) (D = dump).
Elle est caractérisée par une grande rapidité de mouvement, une faible longueur, un rayon de
braquage très court et une hauteur de déversement élevée.
 17

Lorsqu'elle est utilisée pour charger un engin de transport, en général des tombereaux articulés
ou non, on peut dans une certaine mesure adapter la chargeuse aux dimensions de l'engin de
transport en particulier, les hauteurs de levage et les capacités du godet. En conditions
d'adhérence précaires, il est possible d'adapter des systèmes de chaînes ou de tuiles pour réduire
l'usure des pneus et améliorer la pénétration au tas. Toutefois ,dans ce cas particulier, il est
préférable d'orienter le choix de la machine vers une chargeuse sur pneus, tracteur à chaînes qui
présente un meilleur potentiel de productivité comme nous montre la figure II.3

Figure II.3 : chargeuse sur pneus

II.2.3.2. Chargeuse sur chenilles

Cette chargeuse est l'évolution d'un tracteur sur chaînes équipé d'un système à godet chargeur.
Son utilisation principale consiste à extraire les matériaux du tas abattu en roches massives
lorsque les conditions locales de granulométrie et/ou de foisonnement sont mauvaises ou
médiocres. Ce type de matériel est également bien adapté à l'extraction directe des matériaux
alluvionnaires secs ou humides montré sur la figure II.2.

Figure II.4 : chargeuse sur chenilles

 18

II.2.4 LES PELLES

II.2.4.1 La pelle hydraulique

Pour ce type de pelle, le mouvement du triplet Fleche, Balancier et Godet se réalise par le biais
des vérins judicieusement placés et qui sont actionnés par un groupe hydraulique de puissance via
des conduites et une série des distributeurs. Il existe deux sortes de pelles hydrauliques :

 Pelle en butte :

Le chargement suit le mouvement du godet vers l’avant. Ce qui implique

que les chenilles reposent sur le même plan que celui du pied de butte. Lorsqu’on
exploite un gradin, la pelle se trouve au niveau inférieur du gradin à excaver. Elle
travaille donc au-dessus du niveau sur lequel elle repose. On dit que la pelle travaille en
butte, elle est illustrée sur la figure II.3

Figure II.3 : pelle hydraulique sur chenille en bute

Pelle en fouille (ou pelle retro) : le chargement s’effectue dans le sens du mouvement du godet,
mais vers la machine (vers le conducteur). Ce qui implique que les chenilles reposent sur un plan
supérieur au plan de fouille. Lorsqu’on exploite un gradin, la pelle et le point de chargement du
godet se trouvent au niveau supérieur du gradin. Dans ce cas la pelle travaille au-dessous du
niveau sur lequel il repose. On dit qu’elle travaille en fouille ou en retro, montrée sur la figure
II.4
 19

Figure II.4 : pelle hydraulique sur chenille en mode retro

II.2.4.3 La pelle à câbles sur chenilles

Figure II.5 : Pelle à câbles sur chenilles

Disons que la pelle à câbles sur chenilles est un équipement précieux dans les opérations
minières en raison de sa capacité de levage élevée, de sa mobilité sur différents terrains et de sa
polyvalence pour effectuer des taches d’excavation. Elle contribue à augmenter la productivité
tout en en offrant la possibilité de travailler de manière sécurisée dans des environnements miniers
exigeants.
Il convient de noter qu’il y a d’autres engins de chargement utilisés pour le déplacement de
matériaux dans une mine entre autres :

 La dragline ;
 Roue-pelle ;
 La grue ;
 La pelleteuse Etc…
 20

II.3. TRANSPORT

Un des processus principaux dans les mines à ciel ouvert est le transport des minéraux utiles et
des roches stériles, dont le pourcentage dans le prix de revient total d'exploitation atteint 30 à
70% (Kovalenko, 1974).
Le transport à ciel ouvert prédétermine le mode d'ouverture du gisement, le choix de la méthode
d'exploitation, des équipements miniers, le mode de mise en terril...etc.
Le but principal du transport de carrière est le déplacement de la masse minière des chantiers aux
points de déchargement qui sont les terrils pour les roches stériles et les stocks ou les trémies de
réception des usines de traitement pour les minéraux utiles.
Le choix du type de transport dépend des propriétés des minéraux utiles et des roches
stériles, des conditions géologiques du gisement, des dimensions des exploitations, de
sa profondeur, de la distance du transport et du rendement de la mine à ciel ouvert.
Dans les exploitations à ciel ouvert contemporaines du monde entier, on applique largement le
transport par camion. Il est répandu lors de l'exploitation des gisements compliqués, de la
construction et de l'approfondissement des fosses minières. La grande efficacité du transport sur
roue des minéraux utiles et roches stériles sur une distance relativement courte, la simplicité de
construction des engins de transport, la manœuvrabilité, la possibilité de surmonter la pente
élevée, la simplicité d'organisation de travail caractérisent fort bien cette méthode de transport.
Les mines à ciel ouvert posent généralement le problème de transport très particulier et cela pour
plusieurs raisons :

 Les fonds des carrières et les points de déchargement des produits se déplacent
de manière continue dans les limites de la carrière et des terrils ou remblais en
minerais. Ce qui demande les ripages (déplacements latéraux et périodiques)
des voies ferrées ainsi que la reconstruction et l’entretien des routes
 Les pentes considérables qu’il faut gravir en passant d’un gradin à l’autre dans
un espace assez limité.
 Un grand tonnage à déplacer.

D’une façon générale, on distingue les types et les modes de transport : les types de transport
déterminent l’itinéraire du matériel roulant. Ainsi, le transport du minerai et du stérile peut se faire
soit par les mêmes voies (transport dit du type concentré), soit par des voies différentes (transport
dit du type séparé ou dispersé). Le mode de transport détermine les caractéristiques de
fonctionnement des principaux moyens de transport, ainsi on distingue :
 21

 Les transports continus (bande transporteuse, transport hydraulique, transport aérien par
câble…) ;
 Le transport discontinu cyclique (locomotive et wagons, camions et engins dérivés des
camions, grues à câbles).
Ainsi, pour déplacer des grandes quantités de stériles à faibles distances, on utilise
quelques fois des ponts de transfert qui sont constitués d’un ensemble métallique et
d’un convoyeur à bandes

II.3.1 CYCLE DE L’UNITE DE TRANSPORT

Voici le cycle complet d’une unité de transport représentée par la figure ci-dessous :

Attente aux
Chargement
chargement

Aller en
Retour a vide
charge

Deversement

Figure II.6 : cycle de l'unité de transport

Le temps de cycle de l’unité de transport est donné par la somme des temps de ses éléments :

𝑇𝑐𝑦 𝑡 = 𝑇 𝑐 + 𝑇 𝑎 + 𝑇𝑑 + 𝑇𝑟 + 𝑇𝑎𝑡 (II.2)

Le temps de cycle d’un engin de transport correspond normalement à celui enregistré entre l’heure
du départ de la Benne de la Pelle après le chargement et l’heure de retour de la Benne à vide y
compris déchargement. Le temps du cycle (Tcy) d’un engin de transport est donné par ( Muhota,
2018)
𝑇𝑐𝑦𝐵 = 𝑇𝑐 + 𝑇𝑎 + 𝑇𝑚𝑑 + 𝑇𝑑 + 𝑇𝑟 + 𝑇𝑚𝑝 + 𝑇𝑎𝑡 (II.3).
Avec :
 Tc= temps de chargement de l’engin de transport (varie en fonction de l’unité de
chargement)
 Ta = temps d’allé (en charge)
 Tmd = temps de manœuvre ou déchargement
 Tr= temps de retour à la Pelle (roulage à vide)
 22

 Td= temps de déchargement

 Tmp= temps de manœuvre à la Pelle
 Tat = temps d’attente à la Pelle
Le temps d’attente, les retards et l’efficacité de l’opérateur ont tous une incidence sur la durée de
cycles. En réduisant au minimum le temps de cycle, la productivité peut augmenter de
manière considérable.
II.3.2 ENGINS DE TRANSPORT

Ces engins sont conçus spécialement pour le déplacement de matériaux à l’intérieur comme à
l’extérieur de la mine, ils sont essentiels pour assurer un fonctionnement efficace et sûr de
l’exploitation minière, ils sont des différents types en voici une classification générale dans la
figure ci-dessous :

Direct
Sans fin
Corde
Aérien
Piste
Main & Tail
Locomotive
Transport
Automobiles
Sans piste Convoyeurs
Tuyaux
Transport
Cylindrique
Tambour Bi cylindro conique
Conique
Levage

Keope Monté sur tour

(Friction) Monté sur la terre

Figure II.7 : Classification générale des systèmes de transport

 23

II.3.3. TOMBEREAUX A CHASSIS ARTICULES

La dernière décennie a vu se développer ce type de matériel en mine à ciel ouvert et découverte
alors qu'il était jusqu'alors plutôt réservé aux chantiers des exploitations souterraines. Ils ont en
général un châssis articulé oscillant ce qui leur confère une excellente maniabilité et une meilleure
adhérence au sol. Comme ils ont en général 4 ou 6 roues motrices, ils peuvent évoluer en mauvais
terrains sans trop de difficultés en particulier pour les montées en charge, la figure II.6 illustre un
modèle de ce type de matériel.

Figure II.8: Tombereau articulé

Leurs emplois sont conseillés dans les applications suivantes :

 Sur pistes avec des fortes résistances au roulement ;

 Lorsque les zones de chargement et de vidage sont étroites et difficile ;
 En transport de matériaux avec bonne granulométrie et peu abrasifs.
 Sur des distances de transport moyennes de (200 à 2000 m).
Les tombereaux sont d’une conception très différente de celles des tombereaux rigides. Par
contre ces bennes sont plus longues, plus étroites et plus basses que les bennes des camions
rigides. Cependant la largeur de la benne, et l’application de ces tombereaux sur des
terrains plus souple, nous fait privilégier une association avec les pelles en « rétro »au
chargement.

Ces bennes peuvent être équipées de réchauffage pour réduire le colmatage fréquent et
comme les tombereaux rigides, elles peuvent être équipées de portes arrières, soit
hydrauliques soit mécaniques de type «ciseaux ».
Ces bennes sont particulièrement bien adaptées au terrassement et déconseillées en matériaux
rocheux de par leur forme qui augmente l’abrasion des tôles arrières. Enfin, ce seront des
 24

bennes plus difficiles à renforcer avec, au moins 5 tôles différentes. Ne pas oublier de
minorer la charge utile du tombereau du poids de renfort

II.3.4. TOMBEREAUX A CHASSIS RIGIDES

Les tombereaux rigides couramment utilisés dans la mine à ciel ouvert sont des engins a 4 ou 6
roues avec un essieu moteur. Leur capacités utile est très variable, elle va de 25 à 150 tonnes. Il
existe même des prototypes de 320 t. Les pentes couramment admises pour monter en charge sont
de 8% avec un maximum de 10 à 12% sur des courtes distances. Les performances dépendent
essentiellement de la qualité des pistes, pentes ; courbe, largeur, l’état d’entretien, etc. et de
l’aménagement des points de déversement.

Figure II .9 : tombereau rigide

Ils sont particulièrement recommandés :

 En mines à ciel ouvert ;

 En transport des matériaux rocheux ou abrasif ;
 Sur les chantiers de terrassement,

Les seules limitations à leur utilisation sont :

 Ouvertures de chantiers lorsque les pistes ne sont pas faites ;

 Roulage sur des pistes avec de fortes résistances au roulement supérieur à 5% ;
 Grande distance de transport, supérieures à 5Km.

Les tombereaux rigides sont très polyvalents et s’adaptent bien à tous types de matériaux. Ces
bennes, qui peuvent être renforcés facilement au transport de matériaux rocheux et abrasifs.
 25

La plupart des constructeurs offrent sur cette taille de tombereaux deux types de bennes :

 Les bennes à fond plat :

Qui sont particulièrement bien adaptées aux mines des roches dures et abrasives. Le vidage est
plus régulier et l’usure de la partie arrière de la benne est moindre (réchauffage de benne).

 Les bennes à doubles déclive :

Qui sont mieux adaptés aux travaux traditionnels de terrassement. La charge est mieux centrée et
la queue arrière est plus relevée pour mieux retenir les matériaux dans les pentes. Par contre le
vidage est moins régulier avec une usure importante dans la partie arrière de la benne dans les
matériaux abrasifs.

II.4 UTILISATION DES ENGINS

II.4.1 LES CLASSES D’HEURES

Tout part d’une période de référence représentant soit un poste, soit une journée, soit une
semaine, soit une année. Elle peut être décomposée en différentes classes d’heures suivantes :

II.4.1.1 LES HEURES THEORIQUES POSSIBLES (HP)

Elles représentent le total d’heures possibles dans une période donnée :

 Un poste = 8 heures
 Un jour = 24 heures
 Un mois = 30 jours = 720 heures soit 8760/12 = 730 heures
 Une année= 365 jours = 8760 heures…
Ces heures sont décomposées en deux classes :
 Les heures d’activités (Hact) ;
 Les heures d’inactivités (Hinact).
On a : 𝐻𝑃 = 𝐻𝑎𝑐𝑡 + 𝐻𝑖𝑛𝑎𝑐𝑡 (II.4)

II.4.1.2 LES HEURES D’INACTIVITES (H.INACT)

Elles représentent les heures pendant lesquelles les engins ne sont pas sous la responsabilité
directe ni de l’exploitation, ni de la maintenance. Dans cette classe d’heure, nous considérons
les heures de service qui sont gérées par la direction du siège en cas de surabondance de la flotte
d’engins. Les engins de réserve sont localisés à la maintenance.
 26

𝐻𝐼𝑁𝐴𝐶𝑇 = 𝐻𝑃 – 𝐻𝐴𝐶𝑇 (II.5)

Les exploitants doivent tout faire pour diminuer sensiblement les heures d’inactivité

II.4.1.3 LES HEURES D’ACTIVITES (H.ACT)

Elles représentent l’ensemble des heures pendant lesquelles les services d’exploitation et de
maintenance sont en activités quelle que soit la période de référence considérée.

Elles sont décomposées en deux classes principales d’heures :

 Heures de mise à disposition, HMD
 Heures de maintenance, HM

II.4.1.4 LES HEURES DE MAINTENANCE (H.M)

Ce sont les heures pendant lesquelles les engins sont à la période d’entretien, de réparation, de
rénovation ou du retard dû aux approvisionnements en pièces de rechanges.
𝐻𝑀𝑁𝑇 = 𝐻𝑎𝑐𝑡 - 𝐻𝑀𝐴𝐷 (II.6).

II.4.1.5 LES HEURES DE MISES A DISPOSITION (H.M.D)

Ce sont les heures où les engins sont mis à la disposition du service d’exploitation. Autrement dit,
le total d’heures garanties par le service de maintenance à l’exploitation pour la réalisation de la
production. Elles sont décomposées en deux classes qui sont :

 Heures d’utilisation réelle ou effective (HUE)

 Heures improductives (HIMPR)

II.4.1.6 LES HEURES IMPRODUCTIVES (H. IMPRO)

Ce sont les heures pendant lesquelles les engins qui sont mise à la disposition de l’exploitation
ne travaillent pas à la production. Il s’agit par exemple des heures de changement de poste,
attente pour affectation, le déplacement des engins d’un chantier à un autre, de visite de service
de maintenance, de ravitaillement en gasoil, de manque de courant aux pannes sèches ainsi que

les arrêts divers indépendants de l’état de la machine ou engins.

𝐻𝐼𝑀𝑃𝑅 = 𝐻𝑀𝐴𝐷 - 𝐻𝑈𝐸 (II.7)
 27

II.4.1. LES HEURES D’UTILISATION EFFECTIVES (H.U.E)

Ce sont les heures effectivement prestées par les engins à affecter à la production.
𝐻𝑈𝐸 = 𝐻𝑀𝐴𝐷 – HIMPR (II.8)
II.4.2 LES COEFFICIENTS D’UTILISATION DES ENGINS

Dans une exploitation minière, il est pratiquement important qu’un engin minier fonctionne sans
arrêt durant une poste. Ainsi dans les calculs du débit ou du rendement d’un engin minier, il
s’avère nécessaire de considérer les coefficients de mise à disposition et d’utilisation effective
des engins miniers émanant de différentes classes d’heures. (Kamulete,2013) faisant remarquer
que les différentes classes d’heures que nous allons définir nous permettrons d’introduire les
notions de :
- Coefficient de mise à disposition (CMD)
- Coefficient d’utilisation effective (CUE)
- Coefficient d’utilisation absolue (CUA).

II.4.2.1 COEFFICIENT DE MISE A DISPOSITION (CMAD)

C’est le rapport entre les heures de mise à disposition et les heures possibles.

𝐻𝑀𝐴𝐷
𝐶𝑀𝐴𝐷 = ∗ 100 𝑒𝑛 % (II.9)
𝐻𝑃

II.4.2.2 COEFFICIENT D’UTILISATION EFFECTIVE (CUE)

C’est le rapport entre les heures d’utilisation effective d’un engin et les heures de mise à
disposition.
𝐻𝑈𝐸
𝐶𝑈𝐸 = 𝐻𝑀𝐴𝐷 ∗ 100 𝑒𝑛 % (II.10)

II.4.2.3 COEFFICIENT D’UTILISATION ABSOLUE (C.U. A)

C’est le produit de coefficient de mise à disposition et d’utilisation effective

𝐻𝑀𝑃 HUE 𝐻𝑈𝐸

𝐶𝑈𝐴 = 𝐶𝑀𝐷𝑥𝐶𝑈𝐸 = 𝑥 𝐻𝑀𝐷 ; 𝐶𝑈𝐴 = 𝑥100(%) (II.11)
𝐻𝑃 𝐻𝑃

II.4.2.4 COEFFICIENT DE FOISONNEMENT

Après minage ou abattage mécanique, le volume des matériaux fragmenté est plus élevé que le
volume de la roche en place. Ceci s’explique par la présence des vides entre les fragments.
 28

Cette propriété des roches peut être quantifiée à l’aide du coefficient de foisonnement « swell
factor » qui se définit par la relation suivante :
𝑉𝑓
𝑓 = 𝑉𝑝 (II.12)

Avec : Vf : le volume foisonné ;

Vp : le volume en place

II.4.2.5 COEFFICIENT DE REMPLISSAGE

Le coefficient de remplissage du godet appelé aussi rendement volumétrique des godets c’est
le pourcentage du godet à refus ou à ras. Il varie en fonction des conditions de travail tel que :
• Compétence du tas de roche ;
• Densité massique de la roche ;
• Hauteur du tas ;
• Fragmentation de la roche après minage.

II.5 DEBIT HORAIRE D’UNE PELLE

II.5.1 DEBIT HORAIRE THEORIQUE D’UNE PELLE

D’une manière générale, sans tenir compte des déplacements de l’engin en cours d’excavation, le
débit horaire théorique en place est exprimé par la formule suivante :

3600∗𝑐𝑔∗𝑘
Rth = 𝑚3 /ℎ (II.13)
𝑡𝑐𝑦∗𝑓

Avec :

 Cg : la capacité nominale du godet en m3 ;

 3600 : le nombre de secondes en une heure ;
 f : le coefficient de foisonnement des produits abattus ;
 K : le coefficient groupant divers facteurs de correction suivants :
 Kr : le facteur de remplissage
 Kg : le facteur de giration
 Kl : le facteur de course d’attaque ; la course d’attaque
représente la longueur sur laquelle est faite l’excavation à chaque course du godet
 Tcyc : temps de cycle en seconde
𝐾 = 𝐾𝑟 × 𝐾𝑔 ×Kl (II.14)
 29

Les valeurs des différents facteurs et coefficients de la formule (II.4) sont données ci-dessous:
 Le facteur de foisonnement est le pourcentage du volume original duquel un matériau
augmente lorsqu’il est abattu. Lors de son abattage, le matériau se fractionne en particules de
différentes tailles qui ne s’ajustent pas les unes aux autres. Ce qui entraine la création de poches
d’air et d’interstice. On appel coefficient de foisonnement rapport entre le volume de matériau
après abattage et son volume initiale en place ou massif.
Les valeurs du coefficient de foisonnement des roches de l’excavation des roches par
les excavations à godet unique sont données dans le tableau II.1. Ci-dessous :
Tableau II.1. Poids spécifiques et coefficient des roches (Kamulete )

Types de roches Poids spécifiques (t/m3) Coefficient de foisonnement

Légères 1,35 à 1,55 1,2
Moyennes 1,60 à 1,80 1,5
Lourds 1,190 à 2,80 et plus 1,9
Charbons 1,15 1,5

Etant donné que la roche du flanc nord de la mine de mutoshi north est légère ( soft) ; nous
allons considérer le coefficient de foisonnement de 1,2
 Durée moyenne du cycle de la Pelle ( Tcy) :
Le temps moyen de cycle de la Pelle peut être obtenu d’après l’estimation donnée par le
fabriquant d’après l’Etude de temps (chronométrage) ou selon le graphique. Dans notre
travail nous procédons, par le chronométrage pour les engins utilisés dans le projet et le
tableau d’estimation l’emploi d’une moyenne de durée de cycle permet d’ajuster la
production estimée en fonction de la variation des conditions de travail du chantier et de
l’application sur terrain.
 Le coefficient de remplissage (Kr) :
Le coefficient de remplissage permet de déterminer le degré de remplissage du godet par rapport
sa capacité nominale.
Il convient de rappeler que le coefficient de remplissage d’un engin de chargement peut être
donné par le constructeur. Par exemple à mutoshi north précisément, le coefficient de
remplissage est de (0,97).
Le rendement d’une Pelle exprimé en (𝑚3 /h) ; dépend également des facteurs ci-dessous :
 La nature des matériaux
 30

 La granulométrie des matériaux à manipuler

 La capacité du godet
 L’état électromécanique de la pelle
 L’habilité de l’opérateur

II.5.2 DEBIT HORAIRE EFFECTIF D’UNE PELLE

Le rendement horaire réel ou effectif D en place est donné par l’expression suivante :
50
𝐷 = 𝑅𝑡ℎ * 60* 𝜌𝑐ℎ (II.15)

Avec :
- D : rendement horaire réel ou effective en m3/h ;
- Rth: rendement horaire théorique en m3/h ;
- Ƿ𝒄𝒉 : rendement général du chantier.
Etant donné qu’il est difficile de déterminer le rendement général du chantier, les exploitants
préfèrent, par expérience, d’utiliser le coefficient d’utilisation absolue au lieu de (le
produit du rendement horaire de l’excavateur et du rendement général du chantier). Ainsi, le
début horaire effectif en place D s’exprime par :
𝑫 = 𝑹𝒕𝒉 × 𝑪𝑼𝑨 (II.16)
Avec :
- CUA : Coefficient d’utilisation absolue

II.6 DEBIT HORAIRE D’UN CAMION-BENNE

Le rendement horaire d’une benne se calcule par la formule :

Rhb = N x Cb x Kr (II.17)

Avec N=le nombre de cycles par heure,

Cb=la capacité nominale du camion-benne,
Kr=le coefficient de remplissage du camion.
Pour déterminer le nombre de cycles par heure ,nous le calculons par la formule:
60∗CUA
N= (II.18)
Tcy

Avec :

CUA=le coefficient d’utilisation absolu de la benne,

tcy=le temps de cycle en minutes.
 31

Causes essentielles des pertes de rendement

Ainsi, les causes essentielles des pertes de rendement des camions bennes sont les
suivants :
 Les conducteur pelle ou benne quittent leur poste ;
 Les bennes mal placées par rapport à la pelle ;
 Le chargement insuffisant de la benne ;
 Le nettoyage du chantier au dozzer à contre temps ;
 Des pistes en mauvais états exigeant des marches arrière trop longues ;
 Le nombre de signaleurs insuffisant aux pelles, remblais et backfilling ;
 Un mauvais état du chantier exigeant des manœuvres difficiles ;
 La perte de temps à la relève des postes ;
 Les fins de postes prématurées ;
 Le manque de nettoyage des bennes en cas des matériaux collants ;
 Des potences sur pistes à grande circulation ne permet le passage qu’à une
seule benne ;
Toutes ces pertes de rendement sont dues principalement au manque de surveillance et
d’organisation. Les conducteurs doivent suivre l’évolution des rendements pour les différents
chantiers.

II.6.1 DEBIT HORAIRE THEORIQUE D’UN CAMION-BENNE

Le rendement horaire théorique d’un camion benne se calcule par la formule :

3600∗𝐶𝑏∗𝐾𝑟
Rth= (II.19)
𝑇𝑐𝑦∗𝑓

Avec :
- 3600/t : le nombre de secondes en une heure ;
- Cb : la capacité nominale du camion benne ;
- Kr : le coefficient de remplissage du camion ; et
- f : foisonnement.
- Tcyc : temps de cycle en seconde.

II.6.2 DEBIT HORAIRE EFFECTIF D’UN CAMION-BENNE

Le rendement effectif est donné par la formule suivante :
60𝑐𝑥𝑡𝑟𝑥𝑘𝑥𝑐𝑢𝑒
𝐷𝑡ℎ = (II.20)
𝑓𝑥𝑡𝑐
 32

Avec :
- 60= nombre des minutes par heures
- Ctr= la capacité nominale de la Benne
- CUE= coefficient d’utilisation effective
- F= coefficient de foisonnement
- Tcy= temps de cycle de Pelle de l’unité de transport en minutes.
- Dth= rendement au débit horaire effectif de l’unité de transport (m3/h)

II.7 FLOTTE D’ENGINS

Les engins devant assurer l’excavation telle que prévue par le planning, sont essentiellement les
pelles pour le chargement, les camions-bennes pour le transport et les sondeuses pour le forage. A
ces engins "principaux (primaire)" s’ajoutent des engins "auxiliaires", mais non moins importants
et indispensables : les Bulldozers, les niveleuses (graders) etc. Nous ne déterminerons que
quelques engins "principaux ou primaire" (les engins de chargement et les engins de transport) et
ainsi que quelques engins "auxiliaires" (les bulldozers et les niveleuses).

Nous étudierons donc successivement :

 Le chargement.
 Le transport.
 Et le terrassement.

Calcul de la flotte d’engins

Le dimensionnement du parc prévisionnel d’engins miniers pour le respect du programme
d’exploitation établi dépend des heures machines et des heures de marche est défini par
l’expression suivante (KAMULETE, 2013):

𝐻𝑚
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒 𝑑 ′ 𝑒𝑛𝑔𝑖𝑛 = (𝐼𝐼. 21)
𝐻𝑀

Avec :

- Hm : les heures de machines

- HM : les heures de marche

 Heures machines
 33

Ce sont les heures que met un engin minier d’une certaine catégorie lorsque ce
dernier exécute une tâche donnée. Elles sont donc tributaires du travail à exécuter (cubage
à excaver et déplacer) mais aussi du rendement horaire théorique de l’engin, de sa mise à
disposition et de son utilisation effective sur terrain.

Elles sont définies par la formule suivante (KAMULETE, 2013) :

𝑐𝑢𝑏𝑎𝑔𝑒𝑝𝑙𝑎𝑛𝑖𝑓𝑖é
𝐻𝑚 = (𝐼𝐼. 22)
𝑅𝑑𝑡 × 𝑀𝐴𝐷 × 𝑇𝑈

Avec

Rdt : le rendement horaire théorique de l’engin,

MAD : le coefficient de mise à disposition,
TU : le coefficient d’utilisation effective.

 Heures de marche
C’est le délai imparti à un type d’engin pour l’exécution d’un travail donné.
Considérant le coefficient de mise à disposition, le coefficient d’utilisation effective et du
rendement théorique de l’engin on peut définir les heures de marches par :

𝐻𝑀 = 𝐻𝑃 × 𝑀𝐴𝐷 × 𝑇𝑈 (𝐼𝐼. 23)

Avec :

HM : les heures de marche, pour l’exécution du projet donné,

HP : les heures possibles d’une période de référence considérée.

II.7.1 NOMBRE DE PELLES

Pour déterminer le nombre des pelles nécessaires pour l’excavation, nous devons d’abord trouver
le rendement réel de cette pelle et il se calcule par la formule suivante :

𝑚3
𝑅𝑟é𝑒𝑙 = 𝑅𝑡ℎ × 𝐶𝑈𝐴 × 𝑇𝑈 ( ) (II. 24)
ℎ

La pelle chargera pendant journée soit un total de 20 heures, un volume de :

𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = 𝑅𝑟é𝑒𝑙 × 20 (𝑚3 ) (II. 25)

Ce qui nous demande de calculer le nombre de pelles et de la manière suivante :

 34

𝑉𝑝𝑙𝑎𝑛𝑖𝑓𝑖é
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = (II. 26)
𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒

II.7.3 NOMBRE DES CAMIONS A AFFECTER A UNE PELLE

Le nombre d’unité de transport à maintenir en circuit est le nombre optimum d’unités
de transport qui permet d’établir un équilibre entre un engin de chargement et celui de transport.
La connaissance des débits horaires effectifs d’un excavateur et de l’unité de transport permet
d’estimer le nombre d’unités à maintenir en service par l’expression suivante ( Kamulete, 2013).
𝐷𝑐ℎ
𝑁𝐶 = 𝐷𝑡𝑟 (Unité) (II.27)

Avec :
- NC= Nombre d’unités de transport
- Dch= Débit horaire effectif de l’excavation
- Dtr =débit horaire effectif de l’unité de transport
En effet, en admettant que l’excavation fonction à débit uniforme et que l’on connait son
coefficient d’utilisation effective (CUE), le débit horaire effectif de l’unité de transport peut être
calculé par l’expression suivante (Kamulete, 2013)

60xCtrxKrxCUE
Dch= (II.28)
7𝑥𝑡𝑐𝑦

Avec :
- 60= nombre des minutes par heure
- Ctr= capacité minimale de la benne
- Kr=coefficient de remplissage
- CUE=coefficient d’utilisation effectif de l’unité de transport
- F=coefficient de foisonnement
- Tcy=durée de chargement de l’unité de transport en munîtes
En remplaçant la formule (II.28) les termes Dch et Dtr par leurs expressions, la formule
pour calculer le nombre d’unités de transport devient :
𝐶𝑈𝐸 𝑥𝑇𝑐𝑦
𝑁𝐶 = (unités) (II.29)
𝐶𝑈𝐵𝑋𝑇𝑐

Avec :
- NC= nombre d’engins à maintenir en circuit
- CUE= coefficient d’utilisation effective de l’excavateur
- CUB= coefficient d’utilisation effective de la Benne
- Tcy= temps de cycle de la Benne
- Tc= temps de chargement de la Benne
 35

Le nombre d’unités à maintenir dans le circuit peut être aussi calculées partant de l’expression
suivant (Muhota, 2018)
𝑇𝑐𝑥𝑁𝐶 < 𝑇𝑐𝑦 (II.30)
Avec :
- Tc= temps de chargement de l’unité de transport
- NC= nombre d’unités de transport
- Tcy= temps de cycle d’unités de transport
Si 𝑇𝑐𝑥𝑁𝐶 > 𝑇𝑐𝑦 ; l’efficience de la Pelle influe à 100% sur la production.
Si 𝑇𝑐𝑥𝑁𝐶 < 𝑇𝑐𝑦 ; l’efficience de la Pelle pourra être respecter sans influant sur la
production totale puisque dans ce cas elle atteindra les unités de transport.
De ce qui précède il n’y aura donc pas de file d’attente d’engins de transport.
Si : 𝑇𝑐𝑥𝑁𝐶 = 𝑇𝑐𝑦 ;Finalement le nombre minimum d’engins de transport à atteler auprès d’un
engin de chargement sera donne par l’expression ou relation qui suit :
𝑇𝑐𝑦
𝑁𝑚𝑖𝑛 = (unités) (II.31)
𝑇𝑐

En pratique, il faut se souvenir que c’est à l’unité de chargement d’attendre les unités de
transport et non l’inverse.
Les intervalles d’arrivées des engins de transport au lieu de chargement sont souvent
difficilement respectés, il faut donc tenir compte de l’efficience de chantier qui touche tous les
matériels en exploitation des Mines.
II.8 CONCLUSION

Le présent chapitre nous a permis de ressortir une théorie sur les opérations de chargement et
transport dans une mine à ciel ouvert qui sont des processus essentiels qui nécessitent une
planification minutieuse , une coordination efficace et une gestion rigoureuse pour assurer la
sécurité des travailleurs , la productivité de l’exploitation minière et la production de l’entreprise.
les équipements de chargement et de transport doivent être adaptés aux conditions spécifiques de
la mine , aux caractéristiques du minerai à extraire et aux exigences de la production.
La règle générale a observé pour ces deux opérations est de minimiser au maximum
l’immobilisation des engins de chargement et ceux de transport. Dans cet optique l’objectif
recherché étant une immobilisation minimum de l’engin de transport il faut limiter le temps
d’attente.
En plus des équipements de production, un certain nombre d’équipement auxiliaires, de
terrassement et de services sont nécessaires aux opérations de la mine à ciel ouvert de MUTOSHI.
 36

Ces équipements ont été sélectionnés pour supporter et fluidifier les opérations il s’agit de la
niveleuse, de la tractopelle, du camion à eau, du camion de ravitaillement en fuel, du bulldozer,
etc.
Toute cette théorie sur le chargement et transport ainsi que sur les notions de rendement de chantier
nous permettrons d’aborder le chapitre troisième.
 37

CHAPITRE III : DETERMINATION DE LA FLOTTE D’ENGINS NECESSAIRE POUR

L’EXCAVATION DU FLANC NORD DE LA MINE DE MUTOSHI NORD

III.1. INTRODUCTION

Dans ce chapitre, nous aborderons la question cruciale de la flotte d’engins requise pour mener à
bien l’excavation du flanc nord de la mine MUTOSHI NORD. Nous examinerons les types
d’engins nécessaires, leurs caractéristiques et leurs capacités opérationnelles. De plus, nous
tiendrons compte des spécificités des pelles CAT 395 et des camions TONLY TL 855, nous allons
déterminer le nombre de camions benne ainsi que celui des pelles à affecter au flanc nord de la
mine de MUTOSHI NORD, Pour élaborer le présent travail, nous nous sommes basée sur la
méthode de chronométrage sur site celle qui est même utilisée à la mine de MUTOSHI NORD
grâce à une fiche de pointage sur laquelle sont mentionnés le temps de cycle de la pelle et celui du
camion. De ce fait ce chapitre va nous permettre de déterminer la flotte d’engins nécessaire qui
n’est rien d’autres que le nombre d’engins d’excavations ainsi que de transport pour la reprise de
10.800 mètre cube des minerais par jour (cubage planifié) pour la mine à ciel ouvert de MUTOSHI
NORD pour alimenter l’usine de traitement hydro métallurgique de CHEMAF S.A.

III.2. PRESENTATION DES ENGINS DE LA MINE DE MUTOSHI NORD

III.2.1 Types de engins de chargement

Du début jusqu’à la fin de notre travail, nous avions utilisé un seul type d’engin de chargement :
La pelle de marque CAT 395 dont la figure III.1 est représentée ci-dessous :

Figure III.1 : pelle hydraulique CAT 395

Voici les quelques caractéristiques techniques de la Pelle hydraulique cat 395 sont reprises dans
le tableau III.1 ci-dessous :
 38

Tableau III.1 caractéristiques techniques de la pelle cat 395

Puissance nette 542 HP (ISO 9249)

Poids en ordre de marche 94t

Profondeur d’excavation maximale 9670mm

Capacité du godet : 5,7-6 m3

Train de roulement : SL

Largeur des chenilles caoutchouc 650mm

Flèche : MB

Portée maximale : 15,73m

Profondeur de dragage 10,75m

Force d’arrachement 365 kn

Largeur du godet 1,1m

Fabricant du moteur Caterpillar

Type de moteur C18 Accert

Puissance du moteur 405 kw

Cylindrée 18,1l

Alésage du cylindre x course 145*183mm

Niveau d’émission EU V

III.2.2 Types de engins de transport

Un seul type engin de transport a été utilisé dans ce travail dont :

- Le Camion-Benne TONLY TL855 dont la figure III.2 est représentée ci-dessous :

 39

Figure III.2 : camion benne TONLY TL 855

Voici les quelques caractéristiques techniques de la Pelle hydraulique CAT 395 sont reprises
dans le tableau III.2 ci-dessous :

Tableau III.2 :caracteristiques techniques du camion-benne de marque TONLY TL 855

Modèle de moteur Weichai 380
Boîte de vitesses 7 vitesses avant
Masse à vide 23 tonnes
Capacité de chargement nominale 42 tonnes
Masse totale maximale 65 tonnes
Dimensions totales (L x l x h) 8870*3200*3730mm
Empattement 3600+1500mm
Capacité standard du godet 25 m3 en tas et 29 m3 frappé
Pneus 14,00-25
Système de levage cylindre unique de levage
avant
Vitesse maximale 42 km /h
Capacité de gradeabilité 36%
Rayon de braquage minimum 10,5m
Garde au sol minimum 355mm

III.3 QUELQUES NOTIONS STATISTIQUES

L’étude statistique abordée dans notre travail va consister en l’analyse de la répartition ou

distribution des populations des données de chronométrage dont la somme constituera le temps de
 40

cycle de l’équipement considéré. Cette analyse nous conduira par la suite à postuler la loi normale
dans la distribution statistique de nos données, laquelle prouvée nous permettra de retenir la
moyenne corrigée et l’écart-type comme valeurs caractéristiques de toute la population.
L’analyse statistique consistera à l’établissement des histogrammes, qui représentent un nombre
fini d’échantillons compris entre deux extrêmes avec une certaine dispersion autour de la moyenne
et du diagramme ou droite d’Henry, qui est une représentation graphique du critère de la normalité
de la distribution.
 Rappel de quelques notions statistiques

Le nombre de classe (K) : est déterminé par la méthode empirique de répartition en classe
appelée “ règle empirique de STURGES ”, qui est donné par l’expression suivante :
10
𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔N (III.1)

Avec :
N : Effectif total
L’étendue (E) : est simplement la différence entre la plus grande et la plus petite valeur
observée. Donné par l’expression suivante :

𝐸 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 – 𝑋𝑀𝐼𝑁 (III.2)

L’amplitude (A) : est la longueur d’une classe. Son expression mathématique est la suivante :
𝐸
𝐴 =𝐾−1 (III.3)
Avec :
A : amplitude ;
E : étendue ;
K : nombre de classes.
Limite supérieure de la série (Lsup) : elle représente la limite réelle de la dernière classe
de la distribution statistique. Elle est évaluée mathématiquement par la formule suivante :

𝐴
𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2 (III.4)

Limite inférieure de la série (Linf) : elle représente la limite inférieure de la première

classe de la distribution statistique. Elle s’exprime mathématiquement par
𝐴
𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 (III.5)
 41

La fréquence (f) : est la proportion d’individu de la population ou de l’échantillon

appartenant à la classe. On la note fi qui est définie par l’expression suivante :

𝒏𝒊
𝑓= (III.6)
𝑵

Avec :
- Ni : le nombre d’individu d’une classe ;

La moyenne arithmétique : : on appelle moyenne d’une série statistique d’effectif total

N, le réel : 𝑋 = ∑ 𝑛𝑖 × 𝑋𝑖 (III.7)
Avec :
Xi : le centre de classe
La variance : c’est la dispersion fournit des renseignements des opérations et leurs
moyennes. Le paramètre de dispersion est la variable (S²) qui est donnée par :

S 2 = 𝑛𝑖 × (𝑋𝑖 − 𝑥)2 (III.8)

Ecart-type : noté T est la racine carrée de la variance. Il s’exprime dans la même unité
que la moyenne et est donnée par la formule suivante :

𝑇 = √S 2 (III.9)
Avec :
S : la variance.
La moyenne X sera comprise entre cet intervalle : 𝑋 - √𝑆 ≤ 𝑋 ≤ 𝑋 + √𝑆 .
Nous appellerons le temps de cycle étant la durée de la réalisation séquentielle d’un certain
nombre par exemple l’évacuation des produits abattus sur le point de chargement vers le point de
déchargement. C’est ainsi l’espace de temps entre deux chargements exécutifs.
III.4 ANALYSE STATISTIQUE DU TEMPS DE CYCLE

III.4.1 Temps de cycle de la pelle

III.4.1.1 Données chronométrées

Le chronométrage étant une méthode pratique sur le site qui consiste à effectuer plusieurs
mesurages des temps de différentes opérations effectuées par les pelles et les camions benne au
cours de leur cycle de travail habituel. Ce chronométrage des temps sera en seconde.
 42

Ainsi les résultats des chronométrages des temps de cycle des pelles ainsi que ceux des camions
bennes effectués à la mine de MUTOSHI NORD, sont repris dans les tableaux suivants :
Le tableau III.3 ci-dessous, nous montre les différents temps de cycle chronométrés de la pelle
hydraulique CAT 395 à la mine de MUTOSHI NORD
Tableau III.3: Chronométrage en seconde du temps de cycle de la pelle CAT 395

Nbre de cycle(s) Te(s) Tat(s) Td(s) Tr(s) Tcy(s)

1 10,5 11,35 10, 65 11,38 43,88
2 15,03 13,25 12,03 9,99 50,3
3 9,4 11,25 13,31 10,53 44,49
4 12,2 10,51 12,4 9,75 44,86
5 14,75 12,68 11,98 12,09 51,5
6 14,03 11,71 10,16 9,91 45,81
7 13,29 9,72 9,02 10,16 42,19
8 11,95 10,88 11,64 12,59 47,06
9 12,35 13,07 11,93 10,81 48,1
10 15,62 12,95 14,44 11,21 54,22
11 13,69 14,09 12,96 13,22 53,96
12 11,46 13,28 11,82 12,78 49,34
13 11,38 9,28 10,75 10,33 41,74
14 9,65 10,53 10,65 12,79 43,62
15 10,5 12,59 11,78 10,97 45,84
16 14,69 8,87 10,76 11,11 45,43
17 9,93 11,55 12,58 10,89 44,95
18 12,77 11,99 11,87 9,41 46,04
19 11,33 9,92 10,72 12,56 44,53
20 9,29 11,37 10,6 8,04 39,3
21 12,9 13,45 9,11 10,66 46,12
22 12,93 8,69 11,84 13,01 46,47
23 10,79 12,27 10 ,14 7,88 41,08
24 11,11 10,59 10,99 9,51 42,2
25 10,19 8,9 9,35 10,97 39,41
26 10,76 12,61 11,84 11,17 46,38
27 11,92 11,88 12,29 11,4 47,49
28 8,58 10,63 14,05 10,03 43,29
29 11,64 11,28 10,54 11,22 44,68
30 13,24 16,44 12,77 14,23 56,68
Totalité 344,63 347,58 324,18 330,6 1380,96
Moyenne 11,58 10,8 11,02 44,88
11,48
 43

Avec :

 Tcy = Temps de cycle de l’unité de chargement

 Te = Temps d’excavation d’une passe
 Tat = Temps d’aller à l’unité de transport
 Td = Temps de déversement
 Tr = Temps de retour au front de taille

III.4.1.2 Calcul statistique du temps moyen d’excavation de la pelle

N : nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 15,62 ; Xmin = 8,58

Etendue : d = Xmax – Xmin = 15,62-8,58 = 7,04
𝑑 7,04
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 1,4
𝑎 1,4
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 15,62 + 2
= 16,32
𝑎 1,4
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 8,58 - 2
= 7,88

Le tableau III.4 suivant représente le calcul statistique du temps moyen d’excavation de la pelle :

Tableau III.4: Calcul statistique du temps moyen d’excavation de la pelle hydraulique CAT 395
Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 − 𝒙)𝟐
(7,88-9,28) 1 8,58 0,033 0,283 -2,813 7,912 0,261
(9,28-10,68) 7 9,98 0,233 2,325 -1,413 1,996 0,465
(10,68-12,08) 8 11,38 0,266 3,027 -0,013 0,000169 0,00004
(12,08-13,48) 7 12,78 0,233 2,377 1,387 1,923 0,448
(13,48-14,88) 5 14,18 0,166 2,353 2,787 7,767 1,289
[14,88-16,28] 2 15,58 0,066 1,028 4,187 17,53 1,156
∑ 30 0,99 11,393 3,619

𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 11,393 ;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 3,619 ;
 𝑇 = ±√s2 = 1,9
III.4.1.3 Calcul statistique du temps de giration aller
N : nombre d’individus = 30 échantillons
10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠
 44

Xmax = 16,44 ; Xmin = 8,69

Etendue : d = Xmax – Xmin = 16,44-8,69 = 7,75
𝑑 7,75
Amplitude : 𝑎 = 1 + 𝑘−1 = 6−1
= 1,55
𝑎 1,55
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 16,44 + 2
= 17,21
𝑎 1,55
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 8,69 - 2
= 7,92

Le tableau III.5 suivant représente le calcul statistique du temps moyen de giration de la pelle :

Tableau III.5: Calcul statistique du temps moyen de giration aller de la pelle hydraulique CAT
395
Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 − 𝒙)𝟐
(7,92-9,47) 4 8,69 0,133 1,155 -2,91 8,46 1,12
(9,47-11,02) 7 10,24 0,233 2,38 -1,36 1,84 0,428
(11,02-12,57) 9 11,79 0,3 3,53 0,19 0,036 0,01
(12,57-14,12) 9 13,34 0,3 4 1,74 3,02 0,9
(14,12-15,67) 0 14,89 0 0 3,29 10,82 0
(15,67-17,22) 1 16,44 0,033 0,542 4,84 23,4 0,772
∑ 30 0,99 11,6 3,23
𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 11,6 ;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 3,23
 𝑇 = ±√s2 = 1,79
III.4.1.4 Calcul statistique du temps de déchargement
N : nombre d’individus = 30 échantillons
10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 14,44 ; Xmin = 9,11

Etendue : d = Xmax – Xmin = 14,44-9,11 = 5,33
𝑑 5,33
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 1,06
𝑎 1,06
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 14,44 + 2
= 14,97
𝑎 1,06
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 9,11 - 2
= 8,58

Le tableau III.6 suivant représente le calcul statistique du temps moyen de déchargement de la

pelle :
 45

Tableau III.6: Calcul statistique du temps moyen de déchargement de la pelle hydraulique CAT
395
Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 Fi((𝑿𝒊 −
− 𝑿)𝟐 𝒙)𝟐
[8,58-9,64] 3 9,11 0 ,1 0,911 -2,15 4,62 0,462
[9,64-10,7] 6 10,17 0,2 2,03 -1,09 1,188 0,237
[10,7-11,76] 6 11,23 0,2 2,24 -0,03 0,0009 0,00018
[11,76-12,82] 11 12,29 0,36 4,42 1,03 1,06 0,3816
[12,82-13,88] 2 13,35 0,06 0,8 2,09 4,36 0,2616
[13,88-14,94] 2 14,41 0,06 0,86 3,15 9,222 0,553
∑ 30 0,98 11,26 1,895
𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 11,26 ;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 1,895
 𝑇 = ±√s2 = 1,376

III.4.1.5 Calcul statistique du temps de giration retour

N : nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 14,23 ; Xmin = 7,88

Etendue : d = Xmax – Xmin = 14,23-7,88 = 6,35
𝑑 6,35
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 1,27
𝑎 1,27
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 14,23 + 2
= 14,86
𝑎 1,27
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 = 7,88 - 2
= 7,24

Le tableau III.7 suivant représente le calcul statistique du temps moyen de giration retour de la
pelle :

Tableau III.7: Calcul statistique du temps moyen de giration retour de la pelle hydraulique CAT
395
Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 −
𝒙)𝟐
[7,24-8,51] 2 7,87 0,06 0,47 -2,94 8,64 0,518
[8,51-9,78] 3 9,14 0,1 0,91 -1,67 2,78 0,278
[9,78-11,05] 11 10,41 0,36 3,74 -0,4 0,16 0,057
 46

[11,05-12,32] 7 11,68 0,23 2,68 0,87 0,75 0,17

[12,32-13,59] 6 12,95 0,2 2,59 2,14 4,57 0,914
[13,59-14,86] 1 14,22 0,03 0,42 3,41 11,62 0,348
∑ 30 0,98 10,81 2,28

𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 10,81;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 2,28
 𝑇 = ±√s2 = 1,509
𝑻𝑪𝒚𝒄𝒍𝒆 = 11,39+11,6+11,26+10,81
𝑻𝑪𝒚𝒄𝒍𝒆 = 45,06 𝑺𝒆𝒄

III.4.1.6 Temps de cycle moyen

le tableau III.8 suivant résume les résultats des calculs statistiques des différents temps moyens
qui entre dans le calcul de temps de cycle.
Tableau III.8: Résultats des calculs statistiques des différents temps moyens qui entrent dans le
calcul de temps de cycle de la CAT 395

PELLE T d’excavation T d’aller à T de T de giration

CATERPILLAR l’unité de déversement retour
395 transport
11,39 11,6 11,26 10,81

𝑻𝑪𝒚𝒄𝒍𝒆 = 𝑻 d’excavation + 𝑻 d’𝒂𝒍𝒍𝒆𝒓 + 𝑻 de dé𝒗𝒆𝒓𝒔𝒆𝒎𝒆𝒏𝒕 + 𝑻𝒈𝒊𝒓𝒂𝒕𝒊𝒐𝒏-𝒓𝒆𝒕𝒐𝒖𝒓

(III.10)
𝑻𝑪𝒚𝒄𝒍𝒆 = 11,39+11,6+11,26+10,81
𝑻𝑪𝒚𝒄𝒍𝒆 = 45,06 𝑺𝒆𝒄
III.4.2 Temps de cycle de la benne
Le temps de cycle du camion benne de marque TONLY TL 855 est représenté au travers le tableau
III.9 suivant :
Tableau III.9: Chronométrage en seconde du temps de cycle des camions bennes
TONLY TL855 vers le remblais à minerais se trouvant à 1,1km de la mine de MUTOSHI NORD
Nbre : Tch(mi Ta(mi Tmd(mi Td(mi Tr(mi Tmch(mi Tatt(mi Tcy(mi
cycle n) n) n) n) n) n) n) n)
1 2,33 4,4 0,7 0,91 3,26 0,66 0 12,6
2 2,51 4,36 0,8 0,93 3,48 0,58 0 12,66
3 2,15 4,11 0,9 1,05 3,23 0,78 0,41 12,63
 47

4 2,05 4,13 0,78 0,96 3,51 0,58 0 12,01

5 2,13 4,46 0,71 1 3,26 0,63 0 12,19
6 2 4,26 0,75 0,91 3,26 0,7 0 11,88
7 2,48 4,28 0,65 0,71 3,65 0,7 0 12,47
8 2,21 4,66 0,86 0,96 3,85 0,5 0 13,04
9 2,05 5,16 0,96 1,01 4,01 0,9 1,48 15,57
10 2,13 4,05 0,88 0,9 3,91 0,85 0 12,72
11 2,16 4,41 0,53 0,66 4,33 0,98 0,66 13,73
12 2,5 5,25 0,71 0,91 4,13 0,5 0 14
13 2,9 4,08 0,85 0,95 3,02 0,1 0 11,9
14 2 6,85 0,92 1,05 3,89 0,94 0,35 16
15 3,25 3,58 0,58 0,88 2,92 0,95 0 12,16
16 1,57 4,59 1 0,75 3,25 0,35 0 11,51
17 3 6,98 0,61 0,7 4,56 0,5 0,65 17
18 2,49 4,79 1,03 0,95 3,33 0,75 0 13,34
19 2,8 3,45 0,3 0,98 3,4 1,01 0 11,94
20 3,5 3,97 0,28 0,83 3,55 0,58 0 12,71
21 2 3,05 0,45 0,59 3,49 0,5 0 10,08
22 3,52 4,01 0,74 0,8 3,46 0,65 0,38 13,56
23 2,28 3,99 0,66 0,99 3,2 0,25 0 11,37
24 4,01 6,05 0,88 0,56 4,25 0,75 0,49 16,99
25 3,02 3,98 0,29 0,8 3,64 0,67 0 12,4
26 1,99 3,85 0,58 1,3 3,52 0,28 0 11,52
27 2,65 4,81 0,59 0,59 3,74 0,35 0 12,73
28 3,19 4,03 1,09 1 2,99 0,43 0 12,73
29 3,46 5,09 0,91 1,06 3,93 0,5 1,03 15,98
30 3,85 3 0,74 0,9 3,62 0,37 0 12,48
Totalit 78,18 133,68 21,73 26,59 107,64 18,29 5,45 391,9
é
Moyen 2,6 4,45 0,72 0,88 3,58 0,6 0,18 13,06
ne
Avec :
- Tc : le temps de chargement du camion ;
- Td : le temps de déchargement des matériaux ;
- Ta : le temps d’aller ;
- Tr : le temps de retour ;
- Tatt : le temps d’attente au chargement ;
- Tmc : le temps de manœuvre au chargement.
 48

III.4.2.1 Temps moyen de chargement du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 4,04 ; Xmin =1,57

Etendue : d = Xmax – Xmin = 4,04-1,57 = 2,47
𝑑 2,47
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,494
𝑎 0,494
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 4,04+ 2
= 4,287
𝑎 0,494
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =1,57 - 2
= 1,323

Le temps moyen de chargement du camion benne de marque TONLY TL 855 est représenté au
travers le tableau III.9 suivant :

Tableau III.10: Calculs statistiques du temps moyen de chargement du camion benne TONLY TL
855

Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 Fi((𝑿𝒊 −

− 𝑿)𝟐 𝒙)𝟐
[1,32-1,81] 1 1,56 0,033 0,051 -1,02 1,04 0,034
[1,81-2,3] 12 2,05 0,4 0,82 -0,53 0,28 0,112
[2,3-2,79] 7 2,54 0,233 0,591 -0,04 0,0016 0,0003
[2,79-3,28] 5 3,03 0,166 0,502 0,45 0,202 0,033
[3,28-3,77] 3 3,52 0,1 0,352 0,94 0,88 0,088
[3,77-4,26] 2 4,01 0,066 0,264 1,43 2,044 0,134
∑ 30 0,99 2,58 0,404
𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 2,58;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 0,404
 𝑇 = ±√s2 = 0,635

III.4.2.2 Temps d’aller moyen du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 6,98 ; Xmin =3

Etendue : d = Xmax – Xmin = 6,98-3 = 3,98
𝑑 3,98
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,796
𝑎 0,796
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 6,98+ 2
= 7,77
 49

𝑎 0,796
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =3 - 2
= 2,602

Le tableau III.11, ci-dessous, montre les calculs statistiques du temps d’aller du camion benne
tonly tl 855.
Tableau III.11 : Calculs statistiques du temps moyen d’aller du camion benne TONLY TL 855

Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 −

𝒙)𝟐
[2,6-3,39] 2 2,99 0,06 0,179 -1,42 2,01 0,12
[3,39-4,19] 12 3,79 0,4 1,516 -0,62 0,384 0,153
[4,19-4,99] 10 4,59 0,33 1,514 0,18 0,032 0,01

[4,99-5,78] 3 5,38 0,1 0,538 0,97 0,94 0,094

[5,78-6,58] 1 6,18 0,033 0,203 1,77 3,13 0,1
[6,58-7,37] 2 6,97 0,066 0,46 2,56 6,55 0,432
∑ 30 0,98 4,41 0,909
𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 4,41;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 0,909
 𝑇 = ±√s2 = 0,953

III.4.2.3 Temps moyen de manœuvre au déchargement du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 1,09 ; Xmin =0,28

Etendue : d = Xmax – Xmin = 1,09-0,28 = 0,81
𝑑 0,81
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,162
𝑎 0,162
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 1,09+ 2
= 1,17
𝑎 0,162
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =0,28 - 2
= 0,199

Le tableau III.12, ci-dessous, montre les calculs statistiques du temps d’aller du camion benne
tonly tl 855.

Tableau III.12 : Calculs statistiques du temps moyen de manœuvre au déchargement du camion

benne TONLY TL 855

Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 −

𝒙)𝟐
 50

[0,199-0,361] 3 0,28 0,1 0,028 -0,455 0,2 0,02

[0,361-0,523] 1 0,44 0,033 0,014 -0,295 0,087 0,002
[0,523-0,685] 7 0,604 0,233 0,14 -0,131 0,017 0,003
[0,685-0,874] 10 0,779 0,333 0,259 0,044 0,001 0,0003
[0,874-1,03] 7 0,95 0,233 0,221 0,215 0,046 0,01
[1,03-1,192] 2 1,11 0,066 0,073 0,375 0,14 0,009
∑ 30 0,99 0,735 0,044

𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 =0,735 ;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 0,044
 𝑇 = ±√s2 = 0,209

III.4.2.4 Temps moyen de déchargement du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 1,3 ; Xmin =0,56

Etendue : d = Xmax – Xmin = 1,3-0,56 = 0,74
d 0,74
Amplitude : 𝑎 = k−1 = 6−1
= 0,148
a 0,148
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 1,3+ 2
= 1,37
a 0,148
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =0,56 - 2
= 0,486

Le tableau III.13, ci-dessous, montre les calculs statistiques du temps de retour du camion benne
tonly tl 855.

Tableau III.13 : Calculs statistiques du temps moyen de déchargement du camion benne TONLY
TL 855

Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 − 𝒙)𝟐

[0,486-0,634] 3 0,56 0,1 0,056 -0,314 0,098 0,0098

[0,634-0,782] 4 0,7 0,133 0,093 -0,174 0,03 0,0039

[0,782-0,93] 10 0,85 0,333 0,283 -0,024 0,0005 0,0001

[0,93-1,07] 12 1 0,4 0,4 0,126 0,0158 0,0063

[1,07-1,22] 0 1,14 0 0 0,266 0,07 0

[1,22-1,37] 1 1,29 0,033 0,042 0,416 0,173 0,0057

∑ 30 0,99 0,874 0,0258

 51

𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 0,874;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 0,0258
 𝑇 = ±√s2 = 0,16

III.4.2.5 Temps moyen de retour du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax =4,56 ; Xmin =2,92

Etendue : d = Xmax – Xmin =4,56-2,9 = 1,64
d 1,64
Amplitude : 𝑎 = k−1 = 6−1
= 0,328
a 0,328
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 4,56+ 2
= 4,724
a 0,328
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =2,92 - 2
= 2,756

Le tableau III.14, ci-dessous, montre les calculs statistiques du temps de retour du camion benne
tonly tl 855.
Tableau III.14 : Calculs statistiques du temps moyen de retour du camion benne TONLY TL 855

Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 −

𝒙)𝟐

[2,756-3,084] 3 2,92 0,1 0,292 0,346 0,119 0,011

[3,084-3,412] 8 3,248 0,266 0,863 0,674 0,454 0,12

[3,412-3,74] 10 3,576 0,333 0,19 1 1 0,333

[3,74-4,068] 5 3,904 0,166 0,647 1,33 1,768 0,293

[4,068-4,396] 3 4,232 0,1 0,432 1,658 2,748 0,247

[4,396-4,724] 1 4,56 0,033 0,15 1,986 3,944 0,13

∑ 30 0,99 2,574 1,134

𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 2,574;

 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 1,134

 𝑇 = ±√s2 = 1,064

III.4.2.6 Temps moyen de manœuvre au chargement du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠
 52

Xmax =1,01 ; Xmin =0,1

Etendue : d = Xmax – Xmin =1,01-0,1 = 0,91
𝑑 0,91
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,182
𝑎 0,182
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 1,01+ 2
= 1,1
𝑎 0,182
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =0,1 - 2
= 0,191

Le tableau III.15, ci-dessous, montre les calculs statistiques du temps de retour du camion benne
tonly tl 855.

Tableau III.15 : Calculs statistiques du temps moyen de manœuvre au chargement du camion

benne TONLY TL 855
Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 − 𝒙)𝟐

[0,191-0,373] 6 0,282 0,2 0,056 -0,318 0,1 0,02

[0,373-0,555] 7 0,464 0,233 0,108 -0,136 0,018 0,004
[0,555-0,737] 9 0,646 0,3 0,193 0,046 0,002 0,0006
[0,737-0,919] 4 0,828 0,133 0,11 0,228 0,051 0,006
[0,919-1,1] 4 1 0,133 0,133 0,4 0,16 0,021
[1,1-1,28] 0 1,11 0 0 0,51 0,26 0
∑ 30 0,99 0,6 0,0456
𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 0,6;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 0,0456
 𝑇 = ±√s2 = 0,213
III.4.2.7 Temps moyen d’attente au chargement du camion benne

N: nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax =1,48 ; Xmin =0

Etendue : d = Xmax – Xmin =1,48-0 = 1,48
𝑑 1,48
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,296
𝑎 0,296
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 1,48+ 2
=1,62
𝑎 0,296
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 - 2 =0 - 2
= -0,148

Le tableau III.16, ci-dessous, montre les calculs statistiques du temps de retour du camion benne
tonly tl 855.
 53

Tableau III.16 : Calculs statistiques du temps moyen d’attente au chargement du camion benne
TONLY TL 855
Classes Ni Xi Fi=ni/N Fi*Xi Xi-X (𝑿𝒊 − 𝑿)𝟐 Fi((𝑿𝒊 −
𝒙)𝟐
[-0,148-0,148] 22 0 0,733 0 -0,165 0,027 0,019
[0,148-0,44] 3 0,294 0,1 0,0294 0,129 0,016 0,001
[0,44-0,74] 3 0,59 0,1 0,059 0,425 0,18 0,018
[0,74-1,03] 1 0,88 0,033 0,029 0,715 0,511 0,016
[1,03-1,33] 0 1,18 0 0 1,01 1,02 0
[1,33-1,62] 1 1,47 0,033 0,048 1,3 1,69 0,055
∑ 30 0,99 0,165 0,109

𝑋 = ∑𝑛 𝑖 𝑓𝑖 × 𝑋𝑖 = 0,165;
 𝑠 2 = ∑𝑛 𝑖 𝑓 ×(Xi − X)2 = 0,109
 𝑇 = ±√s2 = 0,33
Le tableau III.17 suivant résume les résultats des calculs statistiques des différents temps
moyens qui entre dans le calcul de temps de cycle.
Tableau III.17 : Résultats des calculs statistiques des différents temps moyens qui entrent dans le
calcul de temps de cycle.
CAMIO T de T T de T de T de T de T
N chargeme d’alle manœuvre déchargeme retou manœuvre d’attente
TONLY nt r au nt r au au
TL 855 déchargeme chargeme chargeme
nt nt nt
Minutes 2,58 4,41 0,735 0,87 2,57 0,6 0,165

Tcy= Tch+Tal+Tmd+Tdch+Tret+Tatt (III.11)

Tcy=2,58+4,41+0,735+0,87+2,57+0,6+0,165= 11,93 minutes
Tcy= 11,93 minutes
III.5 COEFFICIENT D’UTILISATION DES ENGINS

III.5.1 Pour la pelle

Voici par ailleurs comment le département de planning de CHEMAF SA reparti les heures
d’activités journalières de la pelle CAT 395 au travers le tableau III.18 suivant :
 54

Tableau III.18 : Les différentes heures récoltées au service de dispatch pour 30 jours de la
Pelle hydraulique CAT 395
Date H. H.M.A.D H.U.E
Théorique
02/11/2023 20 17,5 12,8
03/11/2023 20 18,3 14,2
04/11/2023 20 17,2 15,6
05/11/2023 20 18 14,2
06/11/2023 20 18 16,7
07/11/2023 20 17,5 12,8
08/11/2023 20 17 16
09/11/2023 20 18,8 15,2
.10/11/2023 20 17,2 11,5
11/11/2023 20 17,45 12,8
12/11/2023 20 17 16,5
13/11/2023 20 18,8 15
14/11/2023 20 18 12
15/11/2023 20 17,5 14,4
16/11/2023 20 18,5 15,3
17/11/2023 20 17,7 14,4
18/11/2023 20 17,2 16,2
19/11/2023 20 18 11,9
20/11/2023 20 18 14,9
21/11/2023 20 17 13,3
22/11/2023 20 18 12,1
23/11/2023 20 17 14,2
24-nov 20 18 12,8
25/11/2023 20 18,4 15,9
26/11/2023 20 18 14
27-nov 20 17,1 15
28/11/2023 20 18,2 16,4
29/11/2023 20 17,51 14,1
30-nov 20 17 16,1
01/12/2023 20 18 16

Calculons la moyenne des Heures de Mise à Disposition et celles de Marche en appliquant les
notions statistiques.

III.5.1.1 Calcul statistique de la moyenne des Heures de Mise à Disposition

N : nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 16,7 ; Xmin = 17

Etendue : d = Xmax – Xmin = 18,8-17 = 1,8
 55

𝑑 1,8
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,36
𝑎 0,36
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 18,8 + 2
= 18,98
𝑎 0,36
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 17 - 2
= 16,82

N° Limites de classes Xi Ni Xi*Ni

1 [16,82-17,18] 17 6 102
2 [17,18-17,54] 17,36 8 138,88
3 [17,54-17,9] 17,72 1 17,72
4 [17,9-18,26] 18,08 10 180,8
5 [18,26-18,62] 18,44 3 55,32
6 [18,62-18,98] 18,8 2 37,6
∑ 30 532,32

𝑯. 𝑴𝑨𝑫 = 𝟏𝑵∑𝒏 𝒊 𝒇𝒊 × 𝑿𝒊 = 𝟓𝟐𝟎,𝟎𝟒= 𝟏𝟕,7 𝑯𝒆𝒖𝒓𝒆𝒔 ;

III.5.1.2 Calcul statistique de la moyenne des Heures d’utilisation effective

N : nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 16,7; Xmin = 11,5

Etendue : d = Xmax – Xmin = 16,7-11,5 =5,2
𝑑 5,2
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 1,04
𝑎 1,04
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 16,7 + 2
= 17,22
𝑎 1,04
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 11,5 - 2
= 10,98

N° Limites des Xi Ni Xi*Ni

classes
1 [10,98-12,02] 11,5 3 34,5
2 [12,02-13,06] 12,54 5 62,7
3 [13,06-14,1] 13,58 3 40,7
4 [14,1-15,14] 14,62 8 116,96
5 [15,14-16,18] 15,66 7 109,6
6 [16,18-17,22] 16,7 4 66,8
∑ 30 431,26
 56

431,26
𝑯.U.E = 𝟏𝑵∑𝒏 𝒊 𝒇𝒊 × 𝑿𝒊 = 431,26 = 𝟏4, 3𝑯𝒆𝒖𝒓𝒆𝒔 ;
30

III.5.1.3 Coefficient de mise à disposition (CMD)

𝑯𝑴𝑨𝑫 𝟏𝟕,𝟕
𝐶𝑀𝐷 = 𝑯𝑷 ∗ 𝟏𝟎𝟎 = 𝟐𝟎 ∗ 𝟏𝟎𝟎 =88,5%

III.5.1.4 Coefficient d’utilisation effective (CUE)

𝑯𝑼𝑬 14,3
CUE=𝑯𝑴𝑨𝑫 ∗ 𝟏𝟎𝟎= 17,7 ∗ 100 = 80,7%

III.5.1.3.6 Coefficient d’utilisation absolue (CUA)

𝟖𝟖,𝟓 𝟖𝟎,𝟕
𝐶𝑈𝐴 = 𝐶𝑀𝐷 × 𝐶𝑈𝐸 × 100 = 𝟏𝟎𝟎 ∗ 𝟏𝟎𝟎 *100=71,41%

III.5.2 Pour les camion-benne

Tableau III.19 : Les différentes heures récoltées au service de dispatch pour 30 jours du
camion benne TONLY TL 855
Date H.theorique H.M.A.D H.U.E
02/11/2023 20 16,5 15,8
03/11/2023 20 17,3 14,2
04/11/2023 20 18,2 13,1
05/11/2023 20 18,03 14,2
06/11/2023 20 16 10,7
07/11/2023 20 17,2 12,8
08/11/2023 20 18 16
09/11/2023 20 17,8 12,2
10/11/2023 20 16,2 11,5
11/11/2023 20 17,85 13,8
12/11/2023 20 17,5 11,5
13/11/2023 20 18,21 15
14/11/2023 20 18,01 12
15/11/2023 20 17,5 14,4
16/11/2023 20 18 15,3
17/11/2023 20 17,1 14,4
18/11/2023 20 17,2 16,2
19/11/2023 20 18 11,9
20/11/2023 20 16 15,1
21/11/2023 20 17 13,3
22/11/2023 20 18 12,1
23/11/2023 20 17,7 14,2
24-nov 20 18 12,8
25/11/2023 20 18,04 15,9
26/11/2023 20 16,9 12
27-nov 20 17,1 15
28/11/2023 20 18 13,4
29/11/2023 20 17,51 14,1
 57

30-nov 20 18 13,1
01/12/2023 20 17,2 15

Calculons la moyenne des Heures de Mise à Disposition et celles de Marche en appliquant les
notions statistiques.
III.5.2.1 Calcul statistique de la moyenne des Heures de Mise à Disposition
N : nombre d’individus = 30 échantillons
10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 18,2 ; Xmin = 16

Etendue : d = Xmax – Xmin = 18,2-16 = 2,2
𝑑 2,2
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 0,44
𝑎 0,44
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 18,2 + 2
= 18,42
𝑎 0,44
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 16 - 2
= 15,78

N° Limites des Xi Ni Xi*Ni

classes
1 [15,78-16,22] 16 3 48
2 [16,22-16,66] 16,44 2 32,88
3 [16,66-17,1] 16,88 3 50,64
4 [17,1-17,54] 17,32 7 121,24
5 [17,54-17,98] 17,76 3 53,28
6 [17,98-18,42] 18,2 12 218,4
∑ 30 524,44
524,44
𝑯. 𝑴𝑨𝑫 = 𝟏𝑵∑𝒏 𝒊 𝒇𝒊 × 𝑿𝒊 = = 𝟏𝟕,48 𝑯𝒆𝒖𝒓𝒆𝒔 ;
30

III.5.2.2 Calcul statistique de la moyenne des Heures d’utilisation effective

N : nombre d’individus = 30 échantillons

10
Le nombre de classe réelles : 𝐾 = 1+ 3
𝐿𝑜𝑔30 = 5.92 ≈ 6𝐶𝑙𝑎𝑠𝑠𝑒𝑠

Xmax = 16,7; Xmin = 10,7

Etendue : d = Xmax – Xmin = 16,7-10,7 =6
𝑑 6
Amplitude : 𝑎 = 𝑘−1 = 6−1
= 1,2
𝑎 1,2
Limite supérieure : 𝐿𝑆𝑈𝑃 = 𝑋𝑀𝐴𝑋 + 2= 16,7 + 2
= 17,3
𝑎 1,2
Limite inferieure : 𝐿𝐼𝑁𝐹 = 𝑋𝑀𝐼𝑁 -2 = 10,7 - 2
= 10,1
 58

N° Limites des Xi Ni Xi*Ni

classes
1 [10,1-11,3] 10,7 1 10,7
2 [11,3-12,5] 11,9 7 83,3
3 [12,5-13,7] 13,1 6 78,6
4 [13,7-14,9] 14,3 7 100,1
5 [14,9-16,1] 15,5 8 124
6 [16,1-17,3] 16,7 1 16,7
∑ 30 413,4

413,4
𝑯.U.E= 𝟏𝑵∑𝒏 𝒊 𝒇𝒊 × 𝑿𝒊 = = 𝟏3,78 𝑯𝒆𝒖𝒓𝒆𝒔
30

III.5.2.3 coefficient de mise à disposition (CMD)

𝐻𝑀𝐴𝐷 17,48
𝐶𝑀𝐷 = ∗ 100 = ∗ 100 =87,4%
𝐻𝑃 20

III.5.2.4 Coefficient d’utilisation effective (CUE)

𝑯𝑼𝑬 𝟏𝟑,𝟕𝟖
CUE=𝑯𝑴𝑨𝑫 ∗ 𝟏𝟎𝟎= 𝟏𝟕,𝟒𝟖 ∗ 𝟏𝟎𝟎 = 𝟕𝟖, 𝟖%

III.5.2.5 Coefficient d’utilisation absolue (CUA)

87,4 78,8
𝐶𝑈𝐴 = 𝐶𝑀𝐷 × 𝐶𝑈𝐸 × 100 = 100 ∗ 100 *100=68,87%

III.6 COEFFICIENT DE REMPLISSAGE

Le coefficient de remplissage d’un engin de chargement ou de transport est le rapport rentre le

volume réel des matériaux transportés et le volume théorique des matériaux qu’il devrait
normalement transporter ou charger, ce volume théorique étant pratiquement la capacité de
l’engin ; le coefficient de remplissage est donné par l’expression suivante :
𝑽𝒓
𝐾r =𝑽𝒕𝒉 (III.12)

Avec :
- Kr : le coefficient de remplissage
- Vr : le volume réel des matériaux transportés
- Vth : le volume théorique des matériaux
Nous pouvons considérer ceux des matériaux fragmentés à moyens, qui se situent entre 75% et
90% avec une moyenne de 0.825.
Le facteur de giration 1.00 pour un angle de giration moyen de 100°. Le facteur de cours
 59

d’attaque est de 1 car la pelle fonctionnait à 100% de sa profondeur de creusage optimale. Enfin,
le coefficient de foisonnement (f) sera de 1.2
𝑲 = 𝑲𝒓 ∗ 𝑲𝒈 ∗ 𝑲𝒍 = 𝟏 ∗ 𝟏 ∗ 𝟎, 𝟖𝟐𝟓
III.7 DETERMINATION DU RENDEMENT DE LA PELLE

III.7.1 Rendement théorique

Le rendement théorique est calculé par la formule suivante :

3600∗𝐶𝑔∗𝐾 3600∗6,0∗0,825 17820
𝑹𝒕𝒉 = = = 54,072 = 329,56 m3 /ℎ
𝑇𝑐𝑦∗𝑓 45,06∗1,2

III.7.2 Rendement réel

Le rendement réel est calculé par la formule suivante :
71,41
𝐷 = 𝑅𝑡ℎ ∗ 𝐶𝑈𝐴 = 329,56* 100 = 235,33m3 /ℎ

III.8 DETERMINATION DU RENDEMENT DU CAMION-BENNE

III.8.1 Rendement théorique

Densité minerai de mutoshi nord : 1,77 t/m3

III.8.1 Rendement théorique

Pour le remblai a stérile :
- Cb : = 25 m3
- Kr : 0,825
- Tcyc = 11,93 minutes
- f = 1.2
Le rendement théorique est calculé par la formule suivante :
60∗𝑐𝑏∗𝑘𝑟 60∗25∗0,825 1237,5
Rth = = = = 86,47 m3 /ℎ (vers le remblais a stériles )
𝑇𝑐𝑦∗𝑓 11,93∗1,2 14,31

III.8.2 Rendement effectif

Le rendement réel est calculé par la formule suivante :
68,87
Reff = 𝑅𝑡ℎ ∗ 𝐶𝑈𝐴 = 86,47∗ 100 = 59,55 m3 /ℎ

Pour le remblai a minerai :

Cb : = 25 m3
 60

- Kr : 0,825
- Tcyc = 36,5 minutes
- f = 1.2
60∗𝑐𝑏∗𝑘𝑟 60∗25∗0,825 1237,5
Rth = = = = 28,25 m3 /ℎ
𝑇𝑐𝑦∗𝑓 36,5∗1,2 43,8

Le rendement réel est calculé par la formule suivante :

68,87
Reff= 𝑅𝑡ℎ ∗ 𝐶𝑈𝐴 = 28,25∗ 100 = 19,45 m3 /ℎ

III.9 FLOTTE D’ENGINS

III.9.1 Nombre de pelles

Le rendement horaire pour ce type de pelle de 6,0 m3 de capacité de godet et de 45,06 secondes
de temps cycle, a été pris à 329,56 m3 /ℎcomme rendement théorique avec un coefficient
d’utilisation effective de 80,7% ainsi que le coefficient d’utilisation absolu de 71,41%.

Le rendement réel de cette pelle se calcule comme suit :

𝑅𝑟é𝑒𝑙 = 𝑅𝑡ℎ × 𝐶𝑈𝐴 × 𝑇𝑈 (𝑚3 /ℎ) (III.16)

𝑅𝑟é𝑒𝑙 = 235,33 ∗ 71,41 ∗ 80,7 = 135,9(𝑚3 /ℎ)

La pelle chargera pendant une journée soit un total de 20 heures, un volume de :

𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = 𝑅𝑟é𝑒𝑙 × 20 (𝑚3 )

𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = 135,9 × 20 = 2718,02 (𝑚3 )

Or le projet mutoshi nord exploité par l’entreprise CHEMAF SA possède une usine de traitement
automatisé SX-EW, cette usine est conçue pour traiter un total de 3.900.000 tonnes de minerais
par an (tpa), ce qui nous ramène à un traitement journalier de 10.800 tonnes de matériaux par jour,
équivalent à 6101,69 m3le nombre des pelles sera calculé de la manière suivante :

𝑉𝑝𝑙𝑎𝑛𝑖𝑓𝑖é
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 =
𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒

6101,69
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = = 2,24 ≅ 2 𝒑𝒆𝒍𝒍𝒆𝒔
2718,02

Donc pour la production journalière de 6101,69 m3, la mine à ciel ouvert de mutoshi nord aura
besoin juste de 2 pelles hydrauliques CAT 395.
 61

Pour définir la capacité de camion-benne ayant le tonnage cité ci-haut, nous allons procéder de la
manière suivante :

Capacité des camions

On trouve la capacité des camions-bennes en fonction de la capacité de l’excavateur et de la

distance à parcourir au moyen de la formule empirique suivante (MUKOLO, 2013) :

3
𝐶𝑏 = 4,5 𝐶𝑔 + 𝑎 √𝐿 (𝑚3 ) (𝐼𝐼𝐼. 17)

Avec :
 Cb : la capacité du camion (m3)
 Cg : la capacité nominale du godet de l’excavateur (m3)
𝑪𝒈 = 𝟔 𝒎𝟑
 a : coefficient correcteur empirique. On adopte :
 a = 3 pour Cg ≥ 4 m3
 a = 2 pour Cg ≤ 4 m3
 L : la distance de transport (km)
Par hypothèse, nous prendrons la distance de la destination la plus longue qui est celle qui
va vers le stock de high grade 1 et cette longueur est de :
𝑳 = 𝟒, 𝟏𝟗 𝒌𝒎.
𝐶𝑏 = 4,5 × 6 + 3 𝟑√4,19 = 𝟑𝟏, 𝟖𝟑 𝒎𝟑

Il est évident que la charge utile d’un camion-benne soit définie par l’expression suivante :

𝐶𝑏 × 𝛿𝑒 × 𝑘𝑟
𝑄𝑏 = (𝑡) (𝐼𝐼𝐼. 18)
𝑘𝑓

Avec :

 Qb : la charge utile du camion (t)

 𝐶𝑏 = 31,83 𝑚3
 𝛿𝑒 = 1,77 𝑡/𝑚3 : le poids volumique du matériau pour la mine de mutoshi nord
 𝐾𝑟 = 0,82 : le coefficient de remplissage du camion.
 𝑘𝑓 = 1,2 : le coefficient de foisonnement du matériau.

31,83 ∗ 1,77 ∗ 0,82 ∗

𝑄𝑏 = = 𝟑𝟖, 𝟒 𝒕𝒐𝒏𝒏𝒆𝒔 = 𝟐𝟏, 𝟔𝟎 𝑚3
1,2
 62

Donc pour la mine à ciel ouvert de mutoshi nord, nous optons pour des camions bennes ayant une
capacité de 25 𝑚3 ou soit équivalent à 40 tonnes pour le TONLY TL 855 .

III.9.2 Nombre de camions

Pour saturer nos équipements de production, tous les retards doivent être supprimes. Une bonne
planification et une bonne organisation des chantiers permet de saturer les équipements affecter à
la production.

En ce qui concerne la planification, nous devons déterminer nombre d’engins de transport qui
maintiennent l’engin de chargement saturé. Un surplus en engin de transport est tolérable pour
tenir en compte des aléas de la nature. Un surplus d’engins de chargement n’est pas du tout toléré
au regards du cout et des pertes engendrées.

𝑇𝑐𝑦 𝑡
𝑛=
𝑇𝑐𝑦 𝑐
Avec :
 n : le nombre d’engins de transport saturant l’engin de chargement
 Tcy t : le temps de cycle des engins de transport
 Tcy c : le temps de cycle de l’engin de chargement

Pour le remblai a stérile

Tcy t : est de 11,93 minutes

Tcy c : 45,06*5passes = 225,3 secondes =3,75 minutes

11,93
Alors : N= = 3,181 unités,
3,75

Donc la pelle doit être atteler avec 3 camions pour le trajet du front vers le remblai à stérile

Pour le remblai à minerais high grade 1

Comme le target journalier voulu est de 6101,63 mètre cube des minerais

Le camion transportera pendant une journée soit un total de 20 heures, un volume de :

𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = 𝑅𝑟é𝑒𝑙 × 20 (𝑚3 )

𝑉𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = 19,45 × 20 = 389 (𝑚3 )
 63

Or le projet mutoshi nord exploité par l’entreprise CHEMAF SA possède une usine de traitement
automatisé SX-EW, cette usine est conçue pour traiter un total de 3.900.000 tonnes de minerais
par an (tpa), ce qui nous ramène à un traitement journalier de 10.800 tonnes de matériaux par jour,
équivalent à 6101,69 m3le nombre des pelles sera calculé de la manière suivante :

𝑉𝑝𝑙𝑎𝑛𝑖𝑓𝑖é
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 =
𝑉𝑗𝑜𝑢𝑟𝑛𝑎𝑙𝑖𝑒𝑟

6101,69
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑝𝑒𝑙𝑙𝑒 = = 15,6 ≅ 16 𝒄𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏𝒔 𝒃𝒆𝒏𝒏𝒆
389

Donc pour la production journalière de 6101,69 m3, la mine à ciel ouvert de mutoshi nord aura
besoin juste de pelles hydrauliques CAT 395.

Pour déterminer le nombre d’unités de transport pour notre parc d’engins, nous ferons la somme
d’unités de transport de ces deux trajets, d’où nous aurons ce qui suit :

𝑁𝑏 = 3 + 16 = 𝟏𝟗 𝒄𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏𝒔 − 𝒃𝒆𝒏𝒏𝒆𝒔

Pour garantir une meilleure sécurité, à ce chiffre nous ajouterons 10%, cela nous donnera ce qui
suit :

0,10 × 14 = 1,9 ≅ 𝟐 𝒄𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏𝒔 − 𝒃𝒆𝒏𝒏𝒆𝒔

D’où en définitif, nous aurons un total de 21 camions-bennes.

III.9.3 Détermination des unités de terrassement

A. Niveleuse
La niveleuse fait le reprofilage. Il s’agit d’une opération d’entretien des routes qui a pour but de
refaire le profil de ces dernières, pour la mine de mutoshi nord elle s’effectue sur une distance de
5 km, En considérant les résultats obtenus sur chantier pour un bon travail de reprofilage nous
avons :

 Rendement moyen de reprofilage : 0,50 km/h

 Fréquence de reprofilage : 4 reprofilages par mois

 MAD = 52% et CUE = 60%

Sur base de ces données, connaissant la longueur à entretenir (X km). On peut calculer les heures
machines de la niveleuse par mois en utilisant la formule suivante :

𝑋 𝑘𝑚 × 4
𝐻𝑚 = (𝐼𝐼𝐼. 19)
0,76 𝑘𝑚/ℎ × 𝑀𝐴𝐷 × 𝐶𝑈𝐸
 64

5×4
𝐻𝑚 = = 84,38 ℎ𝑒𝑢𝑟𝑒𝑠
0,76 × 0,52 × 0,60

Le calcul des heures de marche (HM) en utilisant la formule (𝐼𝐼𝐼. 20) se fera comme suit :

𝐻𝑀 = 30 × 20 × 0,52 × 0,60 = 187,2 ℎ𝑒𝑢𝑟𝑒𝑠

Le nombre de niveleuses à utiliser sera :

𝐻𝑚
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑛𝑖𝑣𝑒𝑙𝑒𝑢𝑠𝑒 = (𝐼𝐼𝐼. 20)
𝐻𝑀

84,38
𝑁𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒𝑛𝑖𝑣𝑒𝑙𝑒𝑢𝑠𝑒 = = 0,45 ≅ 𝟏 𝒏𝒊𝒗𝒆𝒍𝒆𝒖𝒔𝒆
187,2

B. Bulldozer

L’exploitation minière du gisement de mutoshi nord ayant un bulldozer du type Caterpillar

D9R dont les caractéristiques sont :

 Rendement théorique : 500 𝑚3 /ℎ

 MAD : 0,55
 TU : 0,85

Vu que le bulldozer n’est utilisé qu’au lieu de chargement pour l’aménagement du front et vue que
nous avons qu’un seul front d’où nous optons pour l’unique bulldozer pour l’exécution de cette
tâche.

Le tableau III.20 ci-dessous donne la synthèse du parc prévisionnel d’engins que la mine de
mutoshi nord doit disposer.

Tableau III. 20 : Synthèse de la flotte d’engins

Engins Nombre
Pelle CAT 395 2
Benne du type TONLY TL 855 21
Niveleuse du type CAT 966H 1
Bulldozer du type CAT D9R 1
III.10 OBSERVATION

 Avant : “L’analyse approfondie des données (temps de cycle des engins, caractéristiques et
besoins de la mine) nous a permis de déterminer précisément la composition optimale de la flotte
d’engins pour l’excavation du flanc nord de la mine de Mutoshi Nord, en effet, nous avons constaté
 65

pendant la période pluvieuse une indisponibilité des engins de terrassement ce qui ne facilitait
pas La fluidité des opérations et cause par-dessus une mauvaise adhérence des pneus ou chenilles
au sol, les pentes de la mine sont assez élevées ce qui occasionne de plus un temps de cycle élevé
sur l’incliné de sortie se dirigent vers le remblais à minerai high grade 1
 Après : “Nos résultats détaillés, issus d’une analyse minutieuse, ont permis d’identifier les types
spécifiques d’engins requis pour mener à bien l’excavation du flanc nord de la mine de Mutoshi
Nord. Nous avons proposé des camions benne ayant une capacité de 40 t pour 3 pelles hydrauliques
de marque CAT 395 sans oublier les engins de terrassement : une niveleuse, un bulldozer, (une
arroseuse en saison sèche), pour mener à bien l’exploitation, nous leur avons proposer aussi de
pouvoir réduire les pentes de pistes de la mine pour fluidifier la circulation des engins.

III.11 CONCLUSION

La détermination de la flotte d’engins est une étape critique pour garantir le succès de l’excavation
minière. En combinant les pelles CAT 395 et les camions Tony TL 855 de manière optimale, nous
pourrons atteindre nos objectifs de production tout en assurant la sécurité et l’efficacité de
l’opération.

Ainsi nous avons déterminé le nombre d’engin de chargement, de transport et de terrassement en

fonction de la production planifiée en vue de satisfaire à la demande de l’usine en terme de tonnage
et nous avons trouvé que 2 pelles étaient largement suffisantes pour atteindre ce Target et en ce
qui concerne le nombre des camions nous avons trouvé que 16 camions bennes pouvaient être
bénéfiques pour répondre à cette demande, nous n’avons pas oublié les engins de terrassement :
l’unique niveleuse et le bulldozer pour assurer faciliter la fluidité des opérations.
 66

CONCLUSION GENERALE

Etant donné que tout début a une fin, nous voici arriver à la fin de notre travail qui a porté sur la
détermination de la flotte d’engins nécessaire pour l’excavation du flanc nord de la mine de
MUTOSHI NORD, Comment optimiser la composition de la flotte d’engins afin d’assurer une
excavation efficace et sécurisée du flanc nord de la mine de MUTOSHI NORD
Pour répondre à ces besoins Ce travail vise les objectifs suivants :
 Optimiser la composition de la flotte d’engins ;
 Évaluer les besoins spécifiques en engins ;
 Assurer la sécurité des opérations ;
 Planifier la maintenance et la disponibilité des engins.
Pour y arriver, nous avons procéder par une :
 Étude générale de la mine de MUTOSHI NORD ;
 Etude générale sur le chargement et transport dans une mine à ciel ouvert ;
 Identification des types d’engins nécessaires ;
 Optimisation de la flotte d’engins ;
 Planification de la maintenance et de la disponibilité.
Pour aboutir à ces résultats nous avons procéder de la manière suivante :
 Récolte des données (temps de cycle, rendement théorique, rendement effectif) des
différents engins de chargement, de transport et terrassement ;
 Optimisation de la flotte d’engins : Trouvez l’équilibre entre le nombre d’engins requis.
Et nous avons obtenues comme résultats
 SEn fonction de ces caractéristiques du Target exigé à la mine, de la capacité de nos engins,
et de leurs différents coefficients de mise à disposition, nous avons déterminé les engins
nécessaires pour gérer efficacement l’excavation et nous avons optés pour 2 pelles
hydrauliques de marque CAT 395, 21 camions TONLY TL 855 pour le transport des
matériaux vers différents remblais dont dispose la mine et pour fluidifier nos opérations
nous avons opté pour 1 niveleuse et 1 bulldozer.

En résumé, notre étude a permis de déterminer une flotte d’engins efficace pour l’excavation du
flanc nord de la mine de MUTOSHI NORD. Ces résultats sont essentiels pour assurer le succès de
ce projet minier.
 67

REFERENCES BIBLIOGRAPHIQUES

1) akhti, K. & Boumezbeur, Y. (2021). Etude du processus de chargement et de transport

dans les mines à ciel ouvert. Cas de lamine de Boukhadra. [Mémoire de master, Université
Larbi Tebessi-Tébessa]
2) Caterpillar performance handbook(48 ed), juin 2018,peoria ,illinois ,USA
3) CHEMAF, Mai 2019, Mutoshi définitive feasibility, p :5.8, RDC
4) Fiche technique des camions TONLY TL 855 au niveau de la mine de MUTOSHI NORD
5) Michel DELIENS,1989, les minéralisations du gisement de MUTOSHI (ex ruwe), p :(207-
2012), Belgique.
6) TFC MULUMBA LUKOJI,2014, (l’Optimisation du transport dans une mine à ciel ouvert
de Kinsevere)
7) YANO, septembre 2018, gestion du rendement des équipements miniers, p : 855-868,
RDC.
47
48