english version
Vitrine de la RDC
RESUME
Ce présent travail porte sur la contribution à l’analyse de l’impact de l’état de chantier de chargement sur la productivité de la pelle Hitachi zaxis 870 LCR 056 cas de la mine à ciel ouvert de Kamfundwa.
Lors de l’exploitation des mines à ciel ouvert, la tenue de chantier de chargement est primordiale puisqu’elle a un impact direct sur la production de la mine. Pour cette raison, nous avons préféré centrer notre travail sur la tenue de chantier de chargement qui consiste donc à mettre la pelle ou la chargeuse dans le chantier aménagé et non aménagé pour trouver les conditions optimales de chargement des engins de transport.
Pour le chantier aménagé ; le temps de cycle, le coefficient de remplissage, le coefficient d’utilisation absolue, le débit théorique et le débit pratique sont respectivement de 22,64 secondes; 0,86 ; 0,66 ; 455,83 m3/h et 300,344 m3/h. Par contre pour le chantier non aménagé ; le temps de cycle, le coefficient de remplissage, le coefficient d’utilisation absolue, le débit théorique et le débit pratique sont respectivement de 27,84 secondes; 0,72 ; 0,39 ; 300,85 m3/h et 121,034 m3/h.
De cette analyse, le chantier aménagé est l’optimal puis qu’il prouve qu’il faut tenir le chantier dans des bonnes conditions de travail pour espérer améliorer la productivité des engins de chargement en particulier.
TABLE DES MATIÈRES
RESUME .................................................................................................................................... I TABLE DES MATIÈRES ..................................................................................................... IV LISTE DES FIGURES ......................................................................................................... VII
LISTE DES TABLEAUX ....................................................................................................... V ÉPIGRAPHE .......................................................................................................................... VI DEDICACE ........................................................................................................................... VII AVANT-PROPOS ............................................................................................................... VIII INTRODUCTION GENERALE ............................................................................................ 1 CHAPITRE I. GENERALITES SUR LA MINE A CIEL OUVERT DE KAMFUNDWA
.................................................................................................................................................... 2
I.1 Bref historique .................................................................................................................... 2 I.2 Présentation de la mine de KAMFUNDWA .................................................................... 2 I.3 CADRE GEOLOGIQUE ................................................................................................... 3
I.2.1 Géologie locale .................................................................................................................. 3 I.2.2 Stratigraphie .................................................................................................................... 4 I.2.3 Tectoniques ....................................................................................................................... 5 I.2.4 Minéralisation .................................................................................................................. 5
I.4 CADRE GEOGRAPHIQUE .............................................................................................. 6
I.4.1 Localisation du site .......................................................................................................... 6 I.4.2 Relief et hydrographie ..................................................................................................... 7 I.4.3 Climat et végétation ......................................................................................................... 7
CHAPITRE .II APERCU GENERAL SUR LA TENUE DE CHANTIER ET LES OPERATIONS DE CHARGEMENT EN MINE A CIEL OUVERT ................................. 9
II.1 TENUE DE CHANTIER .................................................................................................. 9 II.1.1 INTRODUCTION .......................................................................................................... 9
II.1.2. TYPES DE CHANTIERS ............................................................................................. 9
II.2 OPERATION DE CHARGEMENT EN MINE A CIEL OUVERT .......................... 12
II.2.1 INTRODUCTION ........................................................................................................ 12 II.2.2 ENGINS UTILISES POUR LE CHARGEMENT .................................................... 12 II.2.3 LE CHARGEMENT .................................................................................................... 13
II.2.4. LA CLASSIFICATION D’HEURES ........................................................................ 20 a.Heures théoriques ou possibles (HP) ................................................................................. 20
b.Heures d’activités(HACT) .................................................................................................. 21 c.Les heures de mise à disposition (HMD) ........................................................................... 21 d.Les Heures de maintenance (HMNT) ................................................................................ 21 e.Les heures de chômage (HCH) ........................................................................................... 21 f.Les heures de marche (HMAR) .......................................................................................... 22 g.Les heures de pertes (HPER) ............................................................................................. 22
h.Les heures d’utilisation effective (HUE) ........................................................................... 22
II.2.5. NOTIONS SUR LA MISE A DISPOSITION, LE COEFFICIENT D’UTILISATION EFFECTIVE ET LE COEFFICIENT D’UTILISATION ABSOLUE
.................................................................................................................................................. 23
CHAPITRE III. ANALYSE DE LA PRODUCTIVITE DE LA PELLE HITACHI ZAXIS 870LCH SELON L’ETAT DE CHANTIER .......................................................... 24
.............................................................................................................................................. 24
III.1 INTRODUCTION ......................................................................................................... 24 III.2. NOTIONS SUR LES PARAMETRES STATISTIQUES ......................................... 24 III.3 EVALUATION DU TEMPS DE CYCLE ................................................................... 25
III.3.1 PRESENTATION DE RESULTATS ....................................................................... 25
III.3.1.1 CAS D’UN CHANTIER AMENAGE .................................................................... 25 III.3.1.2. CAS D’UN CHANTIER NON-AMENAGE ......................................................... 35
III.4. EVALUATION DU COEFFICIENT D’UTILISATION ABSOLUE MOYEN ..... 39
CONCLUSION GENERALE ............................................................................................... 45 BIBLIOGRAPHIE ................................................................................................................. 47
LISTE DES FIGURES
Figure 1-Localisation des installations minières et du site de Kamfundwa ....................... 7 Figure 2-Benne BELL et Niveleuse de type CATERPILLAR 16G ................................... 10 Figure 3-Sondeuse PANTERA de KAMFUNDWA ............................................................ 11 Figure 4 Pelle HITACHI ZAXIS 056 ................................................................................... 16 Figure 5 Performances opérationnelles de la pelle HITACHI 051 ZAXIS 670 LRC ...... 18 Figure 6 Pelle mécanique CAT ............................................................................................. 20
Tableau 2. Temps de remplissage moyen
Tableau 3. Temps de levage+ Temps de giration aller
Tableau 4. Temps de déversement
Tableau 5. Temps de giration retour + Temps descente
Tableau 6. Prestation de la pelle HITACHI ZAXIS 870LCR pour un chantier aménagé
Tableau 7. Taux de mise en disposition moyen
Tableau 8. Taux d’utilisation effective
Tableau 9. Temps de cycle de la pelle
Tableau 10. Temps de remplissage moyen
Tableau 11. Temps de levage+ Temps de giration aller
Tableau 12. Temps de déversement
Tableau 13. Temps de giration retour + Temps descente
Tableau 14. Heures de prestation de la pelle ZX870 LCR en chantier non-aménagé
Tableau 15. Taux de mise à disposition
Tableau 16. Taux d’utilisation effective
Tableau 17. Comparaison des résultats
ÉPIGRAPHE
DEDICACE
Je dédie ce modeste travail en premier lieu à mon cher père André MAKONGA KALALA et à ma très chère mère Céline MANDE MONGA, dont le mérite , les sacrifices, les conseils, les encouragements et les qualités humaines m’ont permis de vivre ce jour. Qu’ils trouvent en moi la source de leur fierté.
A mon grand frère Samuel KALALA et à mes sœurs louise MPANGA, Carine MBAYO, Elodie NDALA, Jolie KALAMBA.
A mes ami(e)s : Raymond TSHIBAMBA, Alain MATEYA, Trésor NAWEJ, Patrick KYAYO, Patient MUKUMBI, Amelia NAMUSOLE, Cherubin MULAMBWE, , Alvine MUYAYA, Eric OMARI, Glodi MBWAMA, Isaac MUKEKWA ,Gisel MUTAMBIL , Nadège KITWA, Gabriella IND, Patient KAHANGU, Gauthier KAMBUL, Arnold FAN, Emmanuel KALUMBA, Junior TSHIKANDJI, Christelle PUNGU.
A mes collègues de promotion : Kas KASONGO KABILA, Faradi BANZA, Julio TSHIKOLASONI, Chatty KALENGA, Toussaint TSHIMWASU, François TETEKA, Joe MBUYA, Gérard MULIMBI, Given TSHIPWILA, Yves KAPOFI, Mischael SANDJI,
Lalyan MWAMBA, Patient BANZA, Renaud KABWE, Esther KABAMBI, Martial
MUYONGO, Lucienne KALENDA
A mes encadreurs spirituels : Apôtre Delphin WA M’PANGA, Pasteur Raymond
TSHIBAMBA, Papa EBEN EZER
Je dédie ce travail, le fruit de ma détermination.
AVANT-PROPOS
Ce travail marque la fin de notre premier cycle d’étude, un grand nombre des personnes ont concourues à l’effectivité de notre formation tant moralement, financièrement, que matériellement.
Nos remerciements vont premièrement à l'endroit du Très Haut : l’éternel Dieu tout puissant, à qui nous tenons grande reconnaissance pour les merveilles qu'il a fait et qu'il continue à faire et pour nous avoir protégés tout au long de notre vie estudiantine.
Que nos remerciements vont tout droit au cœur de Monsieur Bernard KALOBWE pour avoir accepté de nous prendre en charge pour diriger ce travail en dépit de ces multiples occupations et problèmes.
Notre profonde gratitude est dirigée à l’ endroit de nos parents qui, depuis que nous sommes sur la terre ne cessent de nous témoigner leurs amours, conseils et soutient tant morale que matériel chaque fois que nous en avions besoin. Chères papa André KALALA TAMBO et maman Céline MANDE MONGA que cette œuvre vous honore.
Dans notre parcours, nos frères et sœurs ont étaient d’une importance non négligeable en conseil, prière et encouragement quand l’espoir nous quittait, vous étiez là pour nous aider à relever la main. Recevez nos remerciements nous citons : Grand frère Samuel KALALA, louise MPANGA, Carine MBAYO, Elodie NDALA, Jolie KALAMBA, Raymond TSHIBAMBA, Consolate MANDE, Claudiane KABUYA, Jenovic KILENDA, …
Il nous sera ingrat de ne pas mentionner les personnes qui de loin nous ont soutenus et continu à le faire.
Mais, nous serons ingrats si nous ne faisons allusions aux autorités académiques et à tout le corps professoral en particulier ceux de la section GEO-MINES de l’institut supérieur des techniques appliquées de Kolwezi (ISTA/KOLWEZI), nous citons le Directeur Général Prof.Dr.Ir Floribert KISEYA TSHIKALA et le Secrétaire Général Académiques Prof.Dr.Ir ZEKA MUJINGA pour leur encadrement scientifiques et formation nous réservés tout au long de ce cycle d’études.
Nos remerciements vont également à tous nos encadreurs pendant notre stage, qui ont ménagé beaucoup d’efforts, pour nous apporter leurs savoirs et leurs connaissances, afin de rendre ce stage aussi instructif que possible. Il s’agit des Mrs. MWINE, NUMBI, KABEYA, MUTITI, KONGOLO, BWALYA, ainsi que toutes les autres personnes travaillant au sein de la société qui ont pu nous apporter leur aide.
A toutes les personnes dont les noms ne figurent pas dans ce travail, et que nous portons au fond du cœur nous disons sincèrement merci…
INTRODUCTION GENERALE
Dans L’exploitation des mines à ciel ouvert, le chantier de chargement est parmi ceux qui ont un impact fort sur la production. La tenue de chantier de chargement est primordiale puisqu’elle a un impact direct sur la production de la mine.
En effet, La tenue de chantier de chargement consiste donc à mettre la pelle ou la chargeuse dans les conditions optimales de chargement des engins de transport.
Dans le souci d’analyser l’impact de l’état de chantier de chargement sur la productivité des pelles dans la mine à ciel ouvert l’exploitant s’est fixé l’objectif de réviser continuellement la productivité pratique de la pelle.
C’est au regard de cette problématique que l’exploitant nous a proposé de faire : «la contribution à l’analyse de l’impact de l’état de chantier de chargement sur la productivité de la pelle HITACHI ZAXIS 870LCH à KAMFUNDWA».
Pour bien aboutir à notre idéal, nous nous sommes fixés les objectifs suivant :
• De déterminer les temps de cycle moyen de la pelle HITACHI ZX 870 en vue d’apprécier correctement leurs états de chantier de chargement ;
• Analyser l’impact de la tenue de chantier de chargement pouvant être à la baisse de la productivité des pelles ;
• Ressortir les facteurs pouvant interférer négativement sur le temps de cycle des pelles ;
A part cette introduction générale et la conclusion générale qui mettra fin à ce travail, ce dernier sera organisé en trois grandes chapitres dont :
• le premier chapitre parlera des généralités de la mine à ciel ouvert de Kamfundwa
;
• Le deuxième chapitre abordera l’aperçu général sur la tenue de chantier et les opérations de chargement en mine à ciel ouvert ;
• le troisième chapitre traitera l’analyse de la productivité de la pelle HITACHI ZAXIS 870LCH 056 selon l’état du chantier.
CHAPITRE I. GENERALITES SUR LA MINE A CIEL OUVERT DE KAMFUNDWA
I.1 Bref historique
La mine à ciel ouvert de Kamfundwa a été démarrée en 1984 après les prospections majorées pour être arrêtée momentanément en 1987 suite à l’attente de la fermeture de la mine souterraine.
Elle a été recouverte en 1989 mais cette dernière n’a duré que quatre ans pour des raisons de stabilité et de la métallurgie difficile des minerais de cuivre et la baisse du court de cuivre.
Vers 1992, l’exploitation a été arrêtée à cause de la métallurgie difficile du minerai de cuivre, c’est pour cette raison que la société s’était rabattue sur le gisement de Kamanyola qui, offrait à son tour une mine cupro cobaltifère. A cette époque le cobalt était beaucoup plus recherché.
En 2008, la mine de Kamanyola a été cédée à un partenaire pour un contrat, puis repris les activités avec plusieurs partenaires qui je cite SOMIKA ET MCK pour l’exploitation de mine de Kamfundwa.
En 2009 arrêt ferme de la mine de Kamfundwa. Vers 2010, toutes les activités minières du siège de Kambove étaient principalement focalisées sur la surveillance des sites miniers de Kamfundwa, Shangulowe, Kamwale et Lwisha.
En 2011, la reprise des activités à Kamfundwa par l’entrepreneur RULCO, puis avec KOVAS, TRUST MINING, MIKAS, REACH MARK, en raison des multiples problèmes qu’a connus la Gécamines. Actuellement, la mine de Kamfundwa est exploitée par la Gécamines en partenariat avec la sous-traitance NB MINING (NBM).
I.2 Présentation de la mine de KAMFUNDWA
La mine de Kamfundwa est au Nord du siège de Kambove à 10 Km, au Nord-Ouest de l’usine de Kambove et on y accède par une inclinée située à l’Est. Elle s’étend sur une longueur de 1000 m cote Est-Ouest et sur une largeur de 900 Nord-Sud et son exploitation avait démarré par le niveau 1410 par rapport au niveau de la mer et devra atteindre 1220 m. cette mine possède les paramètres d’exploitation suivant :
• largeur piste 20m ;
• pente 8% ;
• hauteur des gradins 10m ;
• largeur de la banquette 5m ;
• l’angle de Talus de liquidation 43% ;
• l’angle de Talus de gradins est presque sub-vertical.
Les minerais de Kamfundwa sont oxydes à 95% et la gangue est dolomitique, la mine est essentiellement cuprifère et contient 200000 Tonnes de cuivre mais notons que Kamfundwa n’a pas une série de Mines normale d’où la présence de gisement ayant plus ou moins 62 écailles.
L’exploitation de la mine à ciel ouvert de Kamfundwa se fait en 4 phases pour des raisons d’optimisation qui sont :
• Phase A : de 1330 au niveau certifie 1220 ;
• Phase B : de 1320 au niveau 1260 ;
• Phases C et D qui sont en dessous de la phase B, donc de 1280 jusqu’à l’épuisement du gisement.
I.3 CADRE GEOLOGIQUE
I.2.1 Géologie locale
Le gisement de KAMFUNDWA est situé dans la faille d’extrusion de MSESA orientée NW-SE dans la région de Kambove. Selon François (2006), le gisement de Kamfundwa comprend 7 écailles du sous-groupe des mines (R2).
Le gisement se compose d’écailles de Dolomies stromatolitiques talqueuses laminées (CMN) en contact avec les roches du KUNDELUNGU par une faille occupée par une brèche mono génique faite du sous-groupe R1 (RAT lilas). Deux types de CMN brèchifiés sont identifiés. Le premier est composé de fragments de roches argilières, elliptiques et non cimentées.
Ces fragments sont généralement disposés avec un grand axe vertical. Cette brèche est enrichie en cristaux de malachite massive, de chrysocole et d’oxydes noirs. Contrairement au premier type de brèche, le second est divisé en plusieurs parties qui conservent leur stratification originale et celles qui sont hautement fracturées avec pratiquement aucune stratification et donc pas des dépôts minéraux.
Les deux brèches minéralisées et non minéralisées se trouvent dans des zones de failles transversales. La zone de faille hautement fracturée est liée au cœur du fragment plis et est riche en malachite, chrysocole et en oxydes noirs.
Les directions des plans de stratification mesurées dans la brèche stratifiée varient de
NNE-SSW à ENE-WSW. Les roches de KUNDELUNGU moins inclinées entourant le gisement sont affectées par des failles sub-verticales
I.2.2 Stratigraphie
L’échelle stratigraphique de KAMFUNDWA se présente du sommet à la base de la manière ci-après :
• Brèches
• CMN : Calcaire à Minerai Noir;
• SD : Shales Dolomitiques ;
• RSC : Roches Siliceuse Cellulaires ;
• RSF : Roches Siliceuse Feuilletées ;
• SDB : Shales Dolomitiques de Bases ;
• D’strat : Dolomies stratifiées ;
• RAT : Roches Argilo-Talqueuses ;
• SDS : Shales Dolomitiques Supérieures ;
• Calc Sch : Calcaires schisteux ;
• Dol Dip : Dolomie de la Dipeta ;
• Rat grise : Roches argilo-talqueuse grise ;
• Ks : formation du KUNDELUNGU supérieur.
I.2.3 Tectoniques
Le katanguien a largement subi les effets de l’orogenèse Lufilienne. Cette orogenèse s’est déroulée en plusieurs épisodes échelonnées (885,680 et 620Ma) que Françoise (1974) appelle phase Kolwezienne, phase Kundelunguienne et phase Monwezienne.
La forme arquée de la ceinture cuprifère Zambien-Katangaise daterait de cette orogenèse lufiliènne qui a donné naissance aux successions d’anticlinaux et des synclinaux orientent SE-NW dans la région du dôme granitique de la Luena et NE-SW vers le NW de Lubumbashi.
Le katanguien se trouve en deux régions bien distinctes : le Nord du Katanga qui a échappé à cette orogenèse est resté tabulaire, le Sud du Katanga a par contre été le siège de la 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. Dans le sud du Katanga aussi tectonisé selon DEMESMAEKER (1962) ainsi que FRANCOIS (1973 et 1987) ont distingué trois secteurs aux effets tectoniques inégaux :
• le secteur SE : la tectonique est simple et caractérisée par des anticlinaux complets,
• le secteur Centre : la tectonique est extrusive et les plis déversés vers le Sud. Il s’agit des régions des Likasi, SHINKOLOBWE, KAMBOVE et FUNGURUME ;
• le secteur Ouest : la tectonique est extrusive, chevauchement et se termine par un charriage. C’est le secteur de Kolwezi qui présente une structure très complexe et faillée.
Dans la région de Kambove d’où est localisée la mine de Kamfundwa la tectonique est extrusive, chevauchante ; les anticlinaux sont failles et des plis déversés vers le Sud.
I.2.4 Minéralisation
L’ensemble d’écailles minéralisées s’étend sur une surface de 1,5km de longueur et de largeur variant entre 200 à 900 mètres. Il comprend un grand nombre de blocs, répartis de façon hétéroclite. Le minerai est en effet d’abord lié à l’agencement des écailles dans la brèche et ensuite est distribué de manière assez variable au sein des écailles.
On observe en outre une grande variabilité des teneurs d’un bloc minéralisé à un autre et même au sein de chaque entité. Il est dès lors nécessaire de conduire l’exploitation sur plusieurs fronts en même temps, proche de la valeur souhaitable. La minéralisation est composée principalement des oxydes siliceux contenant le cuivre et le cobalt. Les minéraux utiles contenus dans les minerais sont les suivants :
• Pour le cuivre : malachite (principalement) Cu2CO3(OH) 2, cuprite Cu2O et une très faible quantité de chrysocolle CuOSiO3(H2O) 2 ;
• Pour le cobalt : l’hétérogénéité CoO(OH).
Cette minéralisation est essentiellement oxydée (95%) avec une gangue siliceuse. La proportion des oxydes dolomitiques est faible (5%) (Rapport mission KVE/MCO. 2012).
I.4 CADRE GEOGRAPHIQUE
I.4.1 Localisation du site
La mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA est située à ±10 Km de Kambove à environ 4 Km au Sud de la mine de SHANGULOWE sur le PE n°645 appartenant à la Gécamines/Groupe
Centre entre 26°34’48’’ et 26°36’30’’ de longitude Est et entre 10°48’00’’ et 10°49’30’’ de latitude Sud. Elle s’étend sur une superficie de 1,5Km×0,9Km.
Figure 1-Localisation des installations minières et du site de Kamfundwa
I.4.2 Relief et hydrographie
Le relief est très accidenté dans ce secteur ; les points élevés atteignent 1450m
D’altitude ou plus. Ainsi donc, le relief du sud Katanga est caractérisé par de hauts plateaux dont les altitudes varient entre 800m et 1500m.
La forêt de galerie se développe le long de certains cours d’eau avec plusieurs espèces sempervirentes. Les principaux cours d’eau partent de la crête de partage des bassins hydrographiques des fleuves d’eau qui coulent du sud vers le nord.
Le secteur du gisement de Kamfundwa se trouve en bordure septentrionale du plateau séparant les eaux du Congo et du Zambèze, contrairement à la plupart des gisements Cuprifères, rencontrés plus au nord dans la zone de relief intermédiaire entre ce plateau et les plaines alluviales des sources du Congo.
I.4.3 Climat et végétation
Le site de Kamfundwa bénéficie d’un climat tropical caractérisé par l’alternance d’une saison des pluies qui s’étend de mi-octobre à mi-avril et d’une saison sèche couvrant le reste de l’année. L’alternance des saisons est plus liée aux variations des précipitations qu’à celles des températures. La température moyenne annuelle est de 20°C avec une variation annuelle de 6 à 8°C ; la température mensuelle est d’environ 18 à 22°C, avec une température maximum variant entre 29 et 30°C aux mois de septembre et d’octobre. Sous ce type de climat pousse une végétation tout à fait particulière, dominée par une savane boisée plus herbacée qu’arborescente dans laquelle abondent des « brachystegia ». On y observe fréquemment aussi une végétation basse du type steppe sur les hauts plateaux et le long des cours d’eau, on rencontre des galeries forestières [François, 1973].
La prospection a montré que le gisement a un pendage de 75° vers le Nord-Est pour la lèvre Nord, la lèvre Sud par contre s’ouvre largement au Sud-Ouest pour se redresser à proximité de la surface. Son pendage moyen oscille entre 3° et 50° vers le Nord-Est. En profondeur, les deux lèvres tendent à se refermer et la faille garde sans doute alors l’allure générale de la lèvre Sud. La figure ci-dessous montre la localisation de la mine de KAMFUNDWA sur la ceinture cuprifère.
CHAPITRE .II APERCU GENERAL SUR LA TENUE DE CHANTIER ET LES OPERATIONS DE CHARGEMENT EN MINE A CIEL OUVERT
II.1 TENUE DE CHANTIER
II.1.1 INTRODUCTION
Un chantier en mine à ciel ouvert est définit comme tout lieu de travail où se déroulent les activités liées à l’exploitation d’un gisement qui doit subir un changement.
Les activités liées à l’exploitation minière sont nombreuses : le nivelage d’une route, le chargement des produits, le transport des produits, le dégagement des remblais, la constitution des blocks des minerais, le forage d’une plate-forme en vue de la fragmentation des roches…
II.1.2. TYPES DE CHANTIERS
II.1.2.1. CHANTIER DE CHARGEMENT
Le chantier de chargement est parmi ceux qui ont un impact fort sur la production dans une mine à ciel ouvert.
Le chargement est l’opération minière qui consiste au remplissage des produits dans les bacs des engins de transport pour l’évacuation. La tenue de chantier de chargement consiste à mettre la pelle ou la chargeuse dans les conditions optimales de chargement des engins de transport.
La pelle doit être dans une position telle que l’angle de giration effectué soit inférieur à
90˚ qu’il s’agisse d’une pelle en butte ou en fouille, cette condition reste valable et indispensable. Le chantier de chargement doit être suffisamment large pour permettre le chargement des bennes de part et d’autre de la pelle.
Pour le cas d’une pelle en butte, le chantier de chargement doit être suffisamment large pour permettre le chargement des bennes de part et d’autre de la pelle. D’une manière générale, le roulage et le chargement sont au même niveau. La manœuvre consiste à placer le tombereau au plus près de l'abattage de telle façon que le godet, en position de déchargement se trouve au centre de gravité de la benne. Des angles de rotation compris entre 90°et 110° sont corrects. Par rapport au tas en cours de chargement, la pelle se placera perpendiculairement et à une distance égale à 2 fois le rayon du godet. Le chargement côté gauche est préférable. Le conducteur du tombereau ayant un contact visuel permanent sur les manouvres du conducteur de pelle. Afin de réduire les temps improductifs de changements de tombereaux on peut alterner les chargements à gauche et à droite de la pelle.
II.1.2.2. CHANTIER DE TRANSPORT
Le transport est l’opération minière qui établit la liaison entre le chantier de chargement
et les points de déchargement, le transport dans nos mines à ciel ouvert s’effectue à l’aide de camions a benne basculante ou tombereaux couramment appelés (bennes).
Le chantier de transport est constitué essentiellement de la piste qu’empruntent les unités de transport. Les bonnes routes sont indispensables pour utiliser pleinement les bennes et éviter leur usure prématurée. La bande de transport (piste de roulage) ne doit pas être glissante. Pour ce faire, elle doit être revêtue d’une couche de matériaux antidérapants couramment appelés ballast, dans le cas où la piste est faite sur des matériaux glissants.
La bande de transport doit être bien nivelée et bien tassée. Le nivelage des pistes se réalise à l’aide de niveleuses couramment appelées graders. Les graders disponibles dans la mine à ciel ouvert de Kamfundwa sont de type CATERPILLAR 16G.
Figure 2-Benne BELL et Niveleuse de type CATERPILLAR 16G
II.1.2.3. CHANTIER DE FORAGE ET MINAGE
Le forage est l’opération destinée à l’exécution des trous de mine devant recevoir l’explosif pour l’abattage de la roche. La plate-forme de forage doit être débarrassée de tout objet pouvant constituer un obstacle à l’évolution de la sondeuse (gros blocs, arbustes, blocs suspendus…). Le nettoyage de la plate-forme est fait au bulldozer soit à la niveleuse (grader) selon les obstacles à enlever. Pour respecter la profondeur des trous et surtout leur verticalité, la plate-forme de forage doit être plane et horizontale. L’évolution d’une sondeuse sur une plate-forme propre, plane et horizontale permet d’éviter les conséquences des déviations en foration.
Figure 3-Sondeuse PANTERA de KAMFUNDWA
II.1.2.4. LES REMBLAIS
Les terrils et les stocks des minerais, couramment appelés (remblais) constituent les points de déversement des produits transportés de la mine à ciel ouvert.
La tenue des remblais a une incidence directe sur la productivité des engins de transport et partant sur la production de la mine à ciel ouvert. L’accès au remblai doit répondre aux mêmes spécifications que la piste de roulage des engins de transport. La plate-forme du remblai doit être plane, dépourvue de tout obstacle pouvant entraver l’évolution normale des bennes. Les dimensions de la plate-forme doivent être suffisantes de façon à permettre les manœuvres faciles des engins de transport.
La propreté du remblai est indispensable pour la productivité des bennes, le remblai doit être dégagé c’est à dire que les produits déversés par les bennes doivent être pousses à l’aide de bulldozers.
II.2 OPERATION DE CHARGEMENT EN MINE A CIEL OUVERT
II.2.1 INTRODUCTION
Le chargement est un processus important contribuant au rendement d’une entreprise, il s’effectue par des engins tels que : les pelles et les chargeuses.
Le chargement s’effectue le plus souvent au moyen de pelles à câbles, de pelles hydrauliques ou de pelles en butte. Pour le chargement de blocs anguleux ou en terrain humide, les pelles sur chenilles sont préférables. Par contre, les chargeuses sur pneus, d’un coût bien moindre, conviennent pour le chargement de matériaux de plus faible calibre et faciles à extraire. Ces chargeuses sont très maniables et particulièrement bien adaptées aux opérations exigeant des déplacements rapides et aux opérations de mélange de matériaux. Elles sont souvent utilisées pour reprendre les produits apportés par camions à proximité des concasseurs, les transporter et les déverser dans ces derniers.
La technique de travail de ces machines doit en assurer une grande productivité, un bon rendement, une bonne utilisation, une mise à disposition élevée et une grande sécurité de travail pour atteindre les objectifs.
II.2.2 ENGINS UTILISES POUR LE CHARGEMENT
Les engins de chargement et d'excavation utilisée dans les mines à ciel ouvert sont les excavateurs. Parmi les excavateurs de chargement pour le chargement des matériaux dans les bennes (camions) ; on utilise dans les mines à ciel ouvert les chargeuses sur pneus, les pelles qui sont classées en deux types différents.
II.2.3 LE CHARGEMENT
Le chargement est l’opération minière qui consiste à charger les matériaux dans les engins pour l’évacuation et cette opération est réalisée avec des excavateurs sur chenille ou sur pneus tel que les pelles, draglines, chargeuses, etc.
La production de la mine à ciel ouvert est conditionnée par les engins de chargement. Le choix des engins de chargement dépend essentiellement de la production envisagée. On retiendra de même, que la hauteur des gradins est adoptée ou choisie en fonction des paramètres techniques des engins de chargement (ou d’extraction), le chargement s'avère comme la principale étape de la chaine technologique de l'exploitation minière à ciel ouvert. On constate l'obsession des entreprises à produire plus, ce qui les pousse à accroitre considérablement les capacités des engins de chargement.
II.2.3.1 ENGIN DE CHARGEMENT
a. Chargement par pelle hydraulique
Le chargement par pelle dans une mine à ciel ouvert se fait en butte ou en fouille. Le cas d’une pelle en butte le camion se présente dans l'aire de chargement, fait une manœuvre pour se placer sous la pelle, si possible du côté cabine de la visuelles entre les opérateurs. Ce temps de manœuvre peut être estimé à (0,50 – 0,70 min).
La pelle attend le camion godet en l'air de telle sorte que l'angle de rotation soit un bon compromis entre le temps de rotation et le risque des pneumatiques du camion reculant sur une surface difficilement nettoyée par une pelle en butte (dans certaines carrières ou mines, une chargeuse ou un bouteur sur pneumatique assure le nettoyage de l'aire de chargement).
Dès que le camion est en place, la pelle vide son premier godet puis les autres godets nécessaires. Le temps de chargement varie en fonction du nombre de godets (4 à 5 serait l’idéal) de 1,60 à 2,50 min.
Le temps total passé par le camion dans l'aire de chargement serait donc 2,10 min à 3,20 min. Cette méthode est la plus fréquente pour les pelles en butte.
Cependant, dans certaines carrières ou mines les camions se placent des deux côtés de la pelle pour gagner sur les temps d'attente mais avec le risque d'un mauvais placement du camion et une visibilité réduite en chargeant le camion placé à droite de la pelle.
Pour le cas d’une pelle en retro En carrière les pelles travailleront à un niveau supérieur un celui de camion. La hauteur de la banquette sue laquelle elles travailleront sera d'environ la longueur de leur bras pour avoir une bon visibilité sur la zone de chargement et de vidage mais aussi pour permettre un bon remplissage de godet. Lorsque la pelle devra charger un abattage. Elle sera obligée de créer une rampe d'accès et une plateforme de travail, stable, ce qui lui fera perdre un peu de temps. Bien en place suer la banquette, la pelle attendra le camion godet en l'air. L'angle de rotation idéal de la pelle étant d'environ 45 °.
Le camion, après sa manœuvre, se placera sous le godet de la pelle pour recevoir son chargement (recommandé de 4 à 6 godets) dans le sens de la longueur de la benne. Cette position de camion permet au conducteur de la pelle d'avoir une meilleure visibilité sur la benne de camion et de mieux centrer la charge. Le temps de chargement devrait être légèrement inférieur à une pelle en "butte" à nombre de godet égal.
II.2.3.2 LE TEMPS DE CYCLE D’UN ENGIN DE CHARGEMENT
Le temps de cycle d’un engin de chargement est le temps que met ce dernier pour faire une série complète de manœuvres conduisant à l’excavation des produits abattus (par abattage mécanique ou à l’explosif) du point de chargement jusqu’à déverser dans l’engin de transport.
(II.1)
Avec :
:
Le temps de cycle de l’engin de chargement (pelle)
:
Le temps de remplissage du godet de la pelle : le cavage
:
Le temps de levage
:
Le temps de giration allée vers la benne
:
Le temps de déversement
:
Le temps de giration de retour vers le point initial
:
Le temps de descente du godet
II.2.3.4 PRODUCTIVITE D’UNE PELLE
La productivité traduit la qualité et même la quantité du travail effectué. En mines à ciel ouvert, le rendement ou la productivité est la quantité produite par l’unité de temps en (m3/h) ou en (T/h). La productivité d’une pelle est la quantité des matériaux extraits par cette dernière dans une période donnée. On distingue la productivité ou débit de la pelle théorique et pratique.
La productivité ou débit de la pelle est donné mathématiquement par l’expression suivante:
débit théorique d’une pelle
(II.2)
Avec : D’: Le débit théorique de la pelle exprimé en m3 3600: Le nombre de seconde dans une heure
Cg: La capacité du godet donnée par le fabriquant
Kr : le coefficient de remplissage
:
Le temps de cycle de la pelle exprimé en seconde f :
Le coefficient de foisonnement.
Débit réel ou pratique d’une pelle
C’est un débit qui est donnée en fonction de la production au cours d’une poste de travail.
(II.3)
(II.4)
A.1. Présentation de la pelle HITACHI ZAXIS 056
Figure 4 Pelle HITACHI ZAXIS 056
Description de la pelle HITACHI ZAXIS
La pelle HITACHI ZAXIS est une pelle hydraulique qui comprend deux grandes parties principales :
• La partie fixe : est composé d’un châssis sur lequel sont fixés les deux bâtis de chenille à son extrémité un moteur de traction et à l’autre extrémité une roue tendeuse. Les chenilles hydrauliques peuvent franchir une rampe dont la pente maximum est de 35˚, une couronne de giration permettant la rotation de la partie tournante. Cette couronne est fixe et est dentée ; sa rotation est obtenue à l’aide de pignons montés sur des moteurs hydrauliques de rotation ;
• La partie tournante : est composé d’une cabine de l’opérateur abritant tous les éléments de commande et de contrôle des mouvements de l’engin ; une cabine de machinerie qui comprend de moteur diesel ; le groupe des pompes hydrauliques ; les deux moteurs de giration ; le compartiment des batteries ; les réservoirs de gasoil et celui d’huile hydraulique. Cette cabine est constituée d’un bras articulé au bout de la flèche ; une flèche qui s’articule sur le bâti tournant au bâti supérieur, un godet, quatre vérins qui commandent les différents mouvements dont deux pour le levage et la descente du bras, un pour le basculement de la flèche et l’autre pour les mouvements du godet.
ü Caractéristiques techniques de la pelle HITACHI ZAXIS 056
Dans la mine de Kamfundwa, nous avons assistés au développement continu de la pelle hydraulique HITACHI ZAXIS 870LCH numéroté 056 de capacité godet 4m3, elle peut
travailler en butte ou en retro parce que quelques fois elle est universelle puisqu’elle peut être facilement transformée par des équipements interchangeables. Nous signalons que sur cet engin ; tous les mouvements quelle effectue s’obtiennent grâce aux vérins commandés par des pompes hydrauliques. Ces dernières sont à débit variable avec régulation de pression. Leurs qualités spécifiques en font des engins parfaitement adaptés au travail dans les mines à ciel ouvert. Ces pelles permettent une grande précision pour l’attaque du front de travail lorsque celui-ci présente des couches alternativement dures et tendres. Les parties dures tombent d’elles-mêmes une fois que le sous cavage est effectué.
La possibilité de travailler en fouille ou en retro avec la même pelle offre diverse solutions aux exploitants qui peuvent ainsi choisir la méthode d’exploitation la mieux adaptée au site et à la structure du gisement.
La pelle hydraulique combine la possibilité de pénétration dans le tas et sous cavage, ce qui permet de désagréger le terrain tout en le coupant. En disposant un changement complet du godet dans les reprises de stock (remblais et concentrés).
ü Cycle de travail de la pelle hydraulique
Le cycle de travail d’une pelle hydraulique comprend les opérations suivantes :
• Le cavage (ou arrachement de la roche),
• Le levage de la flèche,
• La giration de la pelle hydraulique (rotation du bâti tournant),
• Le déversement de la roche contenue dans le godet,
• La giration retour du bâti tournant entraînant avec lui le godet à sa position du début de creusement.
ü Principales dimensions de travail
Figure 5 Performances opérationnelles de la pelle HITACHI 051 ZAXIS 670 LRC
Avec :
• A : le rayon de creusement maximum
• A’ : le rayon de creusement minimum
• B : la profondeur de creusement maximale
• B’ : la profondeur de creusement minimale
• D : la hauteur de creusement maximale
• E : la hauteur de déversement maximale
• F : le rayon de déversement maximum
A. Les pelles à câbles ou pelles mécaniques :
Sur celles-ci les mouvements du bras ou de l’organe de travail sont assurés par un câble. Ce type de pelles, a un treuil pour le déroulement du câble et un autre pour l’enrouler. Les mouvements du godet sont réalisés grâce à un câble. Les mouvements obtenus sont :
• le rabattement de la flèche ;
• la montée et la descente du balancier (il est utilisé pour faire monter ou descendre le godet) ;
• l’ouverture et la fermeture du godet. Elle se fait par un trappe qui s’ouvre et se referme à volonté par l’intermédiaire un câble.
La pelle à câbles a été, et reste malgré la montée en puissance des pelles hydrauliques l'engin de chargement des grandes mines à ciel ouvert. Pour des pelles de capacité de godet allant de 3 à 30 m3, il existe sur le marché mondial 8 constructeurs qui proposent environ 40 modèles de poids de 100 à 1500 tonnes. Les progrès ont été très rapides durant la dernière décennie. Plusieurs modèles standards avec des puissances de 500 à 800 kW permettent de charger des matériaux de densité et de granulométrie variables avec des godets de 15 à 30 m3. Dans ces conditions les temps de cycle évoluent de 0,42 à 0,60 minute avec une disponibilité qui atteint fréquemment 90%. Ces machines de construction lourde ont des durées de vie qui peuvent dépasser 20 ans. Les grosses pelles à câbles sur chaînes sont généralement électriques. Elles chargent dans les bennes ou dans les trémies mobiles d'alimentation de convoyeurs à bandes avec ou sans concassage primaire. Les très grosses machines, avec la capacité de godet de 30 m3 et plus sont montées sur patins.
Figure 6 Pelle mécanique CAT
II.2.4. LA CLASSIFICATION D’HEURES
En pratique, il est difficile de déterminer avec précision le rendement général de chantier. De ce fait, lors de calcul du débit ou de rendement d’un engin de chantier, il s’avère nécessaire de considérer le coefficient de mise à disposition, le coefficient d’utilisation effective et le coefficient d’utilisation absolue des engins miniers au lieu d’utiliser le rendement horaire et général du chantier. Une période de référence pour les classes d’heures représente normalement un poste (poste normal ou prolongé), une journée, un mois ou une année. Nous faisons remarquer les différentes classes d’heures que nous détaillons ci-dessous:
a. Heures théoriques ou possibles (HP)
Ces heures représentent le maximum ou le total d’heures possibles dans une période de référence donnée. La période de référence peut-être par exemple :
• Un poste normal =8 heures
• Un jour =24 heures
• Un mois= 720 heures
• Une année= 8760 heures
Les heures possibles sont décomposées en deux classes d’heures; à savoir: les heures d’activité (HACT) et les heures d’inactivité HIACT).
𝑯𝑷 = 𝑯𝑨𝑪𝑻 + 𝑯𝑰𝑨𝑪𝑻 (II.5)
b. Heures d’activités(HACT)
Celles-ci représentent l’ensemble d’heures où les services d’exploitation et de maintenance ont à leur disposition l’engin. Ce sont les heures pendant lesquelles la direction générale souhaiterait que l’engin produise. Les heures d’activités sont décomposées en deux classes d’heures principales :
• les heures de maintenance (HMNT) ;
• les heures de mise à disposition ou heures disponibles (HMD ou HD).
𝑯𝑨𝑪𝑻 = 𝑯𝑴𝑵𝑻 + 𝑯𝑴𝑫 (𝑰𝑰. 𝟔)
c. Les heures de mise à disposition (HMD)
Ce sont les heures où les engins sont mis à la disposition du service d’exploitation. Ce sont autrement dit le total d’heures garanties par le service de maintenance à celui de l’exploitation pour la réalisation de la production. Ces heures comprennent deux classes d’heures qui sont :
les heures de marche ; les heures de chômage.
d. Les Heures de maintenance (HMNT)
Ce sont des heures où les engins sont à la disposition du service de maintenance. Il s’agit des heures qui correspondent à l’entretien, aux réparations, à la rénovation et au retard dû aux approvisionnements des pièces de rechange.
e. Les heures de chômage (HCH)
Ces heures sont celles pendant lesquelles, l’engin bien qu’étant à la disposition des exploitants, est à l’arrêt. Cet arrêt peut-être dû suite par exemple :
• au minage ;
• au changement de poste ;
• à l’arrêt dû à la pluie ; à l’attente de l’opérateur ; à la restauration.
f. Les heures de marche (HMAR)
Ici l’objectif est de faire tendre les heures de marche vers les heures de mise à disposition. Celles-ci sont composées de deux classes d’heures qui sont :
• les heures de pertes (HPER) ;
• les heures d’utilisation effective (HUE).
g. Les heures de pertes (HPER)
Ce sont les heures pendant lesquelles l’engin est en attente suite à des aléas des exploitants. Ces aléas peuvent-être:
l’aménagement du chantier ; arrêt dû à la poussière.
h. Les heures d’utilisation effective (HUE)
Ce sont les heures autour desquelles l’engin est en train de faire effectivement la production. Ce sont des heures effectivement prestées par l’engin affecté au service d’exploitation dans la production.
La figure 7 est une synthèse de toute la théorie qui a été dite sur la classe d’heures :
II.2.5. NOTIONS SUR LA MISE A DISPOSITION, LE COEFFICIENT
D’UTILISATION EFFECTIVE ET LE COEFFICIENT D’UTILISATION ABSOLUE
II.2.5.1. Le coefficient de mise à disposition (CMD ou MAD)
C’est le rapport entre les heures de mise à disposition des engins et les heures possibles.
(II.7)
Le coefficient d’utilisation effective (CUE)
C’est le rapport entre les heures d’utilisation effective des engins et les heures de mise à disposition.
(II.8)
Le coefficient d’utilisation absolue (CUA)
C’est le produit du coefficient de mise à disposition et celui d’utilisation effective.
C’est-à-dire :
(II.10)
(II.11)
CHAPITRE III. ANALYSE DE LA PRODUCTIVITE DE LA PELLE HITACHI ZAXIS 870LCH SELON L’ETAT DE CHANTIER
III.1 INTRODUCTION
Dans ce chapitre, il sera question pour nous de faire une meilleure analyse de la
productivité de la pelle HITACHI ZAXIS 870 LCR selon l’état de chantier dans la mine à ciel ouvert de Kamfundwa.
Pour cette analyse de la productivité, nous allons faire une présentation de données que nous aurons à utiliser dans ce travail, parmi lesquelles nous citons les temps de cycle de la pelle, les heures possibles, les heures de mise à disposition et les heures d’utilisation effective pour le calcul du coefficient d’utilisation absolue.
Après cette brève présentation des données, nous allons déterminer la productivité de la pelle dans un chantier aménagé et celle dans un chantier non aménagé, ce qui le vif de notre travail et nous allons chuter par une étude comparative de ces deux productivités.
III.2. NOTIONS SUR LES PARAMETRES STATISTIQUES III.1. Nombre de classes réelles (k)
Une classe est un ensemble d’éléments d’une série d’observations définie par une loi de distribution statistique. Le nombre de classes (K) est défini mathématiquement par l’expression suivante :
K =1+
(III.12)
III.2.1. Etendue
C’est la différence entre la plus grande valeur observée de la série Xmax et la plus petite valeur de la série Xmin.
d= Xmax- Xmin (III.13)
III.2.2. Amplitude
Elle représente la longueur d’une classe, elle est donnée par l’expression suivante :
A 
(III.14)
III.2.3. Limite supérieure de la série (Ls)
Elle est la limite réelle supérieure de la toute dernière classe de la distribution statistique. Son expression mathématique est :
Ls = 
(III.15)
III.2.4. Limite inférieur de série (Li)
Elle est la limite réelle inférieure de la toute première classe de la distribution
statistique. Elle est définie par l’expression :
𝑎
Li = Xmin - (III.16)
2
III.2.5 Moyenne(Xi)
C’est une valeur moyenne de toutes les valeurs observations de la série.
On peut avoir : - La
moyenne arithmétique : si la distribution est discrète. Elle s’exprime par : Xi
- La moyenne pondérée :
lorsque la distribution est continue.
Elle s’exprime par Xi=
(III.17)
III.3 EVALUATION DU TEMPS DE CYCLE
La détermination du temps de cycle sera basée sur la méthode de LIORZOU qui nous aidera à déterminer la valeur moyenne du temps de cycle. Nous allons donc présenter les données retenues après chronométrage sous forme d’un tableau où les différents temps seront repris dans une colonne ayant un entête qui portera ainsi le nom du temps concerné. Il convient de signaler que les différents temps sont en seconde.
III.3.1 PRESENTATION DE RESULTATS
III.3.1.1 CAS D’UN CHANTIER AMENAGE
Les différents temps ont été mesurés à l’aide d’un chronomètre et les différentes
valeurs des temps trouvées sont données dans le tableau ci-dessous :
Tableau 1. Les différents temps de la pelle Hitachi ZX870 pour un chantier aménagé
|
Numéro Tr (sec) Tga+Tlev (sec) Td (sec) Tgr+Tdes(sec) |
||||
|
1 |
8,21 |
5,20 |
6,7 |
3,64 |
|
2 |
8,4 |
5,77 |
5,68 |
8,21 |
|
3 |
9,06 |
8,65 |
4,87 |
6,13 |
|
4 |
9,10 |
5,78 |
3,45 |
6,19 |
|
5 |
7,25 |
5,62 |
7,24 |
3,45 |
|
6 |
7,72 |
5,87 |
5,52 |
8,76 |
|
7 |
8,67 |
6,29 |
3,93 |
4,65 |
|
8 |
8,92 |
5,99 |
4,31 |
2,79 |
|
9 |
6,15 |
4,54 |
3,63 |
3,45 |
|
10 |
6,89 |
5,42 |
4,31 |
4,43 |
|
11 |
8,84 |
8,17 |
3,82 |
4,31 |
|
12 |
5,24 |
9,24 |
6,07 |
8,21 |
|
13 |
5,59 |
8,89 |
4,12 |
5,80 |
|
14 |
7,20 |
5,08 |
5,52 |
3,97 |
|
15 |
7,56 |
4,75 |
4,33 |
4,78 |
|
16 |
6,85 |
6,53 |
4,65 |
2,57 |
|
17 |
7,58 |
5,86 |
4,64 |
2,33 |
|
18 |
5,55 |
5,51 |
3,70 |
4,34 |
|
19 |
8,67 |
5,20 |
4,33 |
4,93 |
|
20 |
7,05 |
6,40 |
3,71 |
5,26 |
|
21 |
9,65 |
7,32 |
3,61 |
4,53 |
|
22 |
8,64 |
5,25 |
4,25 |
3,58 |
|
23 |
8,81 |
5,27 |
3,85 |
4,24 |
|
24 |
7,72 |
5,87 |
3,18 |
5,0 |
|
25 |
10,40 |
5,42 |
4,53 |
3,20 |
|
26 |
8,17 |
4,63 |
3,35 |
5,64 |
|
27 |
10,05 |
5,24 |
4,99 |
3,41 |
|
28 |
7,42 |
4,45 |
3,07 |
2,25 |
|
29 |
7,18 |
5,10 |
4,0 |
3,84 |
|
30 |
7,21 |
3,26 |
3,80 |
3,65 |
§ Le temps de remplissage moyen (Tr)
- N : nombre d’échantillons =30
- Le nombre de classes
réelles : K
log
n = 5,9 = 6 classes
Xmax =10,40 ; Xmin =5,24
-Etendue : d=Xmax -Xmin=10,40-5,24 = 5,16
-amplitude
: a
-limite
inferieure : Li= Xmin -
=
5,24 - 
=
4,724
-limite
supérieure : Ls = Xmax+
Tableau 2. Temps de remplissage moyen
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[4,724 ; 5,756[ |
5,24 |
3 |
15,72 |
|
2 |
[5,756 ; 6,788[ |
6,272 |
1 |
6,272 |
|
3 |
[6,788 ; 7,82[ |
7,304 |
12 |
87,648 |
|
4 |
[7,82 ; 8,852[ |
8,336 |
8 |
66,688 |
|
5 |
[8,852 ; 9,884[ |
9,368 |
4 |
37,472 |
|
6 |
[9,884 ; 10,916[ |
10,4 |
2 |
20,8 |
|
Total 234,6 |
||||
Tr(Moyen)
§ Temps de levage+ Temps de giration aller (Tga+Tlev)
-Nombre d’échantillons=30
-Le
nombre des classes réelles : K
= log
n = 5,9 = 6classes
Xmax=9,24 ; Xmin=3,26
-Etendue : d =Xmax-Xmin = 9,24-3,26=5,98
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin-
-Limite supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 3. Temps de levage+ Temps de giration aller
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[2,662 ; 3,858[ |
3,26 |
1 |
3,26 |
|
2 |
[3,858;5,054[ |
4,456 |
5 |
22,28 |
|
3 |
[5,054 ; 6,25[ |
5,652 |
16 |
90,432 |
|
4 |
[6,25;7,446[ |
6,848 |
4 |
27,392 |
|
5 |
[7,446 ; 8,642[ |
8,044 |
1 |
8,044 |
|
6 |
[8,642;9,838[ |
9,24 |
3 |
27,72 |
|
Total 179,128 |
||||
Tlev+Tgr (moyen)=
§ Temps de déversement (Td)
-Nombre d’échantillons=30
-Le
nombre de classes réelles : K
= log
n = 5.9 =6classes
Xmax =7,24
Xmin =3,07
-Etendue : d=Xmax-Xmin=7,24 - 3,07 = 4,17
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin -
=
3,07 -
-Limite supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 4. Temps de déversement
|
Numéro |
LRC |
Xi |
Ni |
ni. Xi |
|
1 |
[2,653 ; 3,487[ |
3,07 |
4 |
12,28 |
|
2 |
[3,487 ; 4,321[ |
3,904 |
13 |
50,752 |
|
3 |
[4,321 ; 5.155[ |
4,738 |
7 |
33,166 |
|
4 |
[5.155 ; 5,989[ |
5,572 |
3 |
16,716 |
|
5 |
[5,989; 6,823[ |
6.406 |
2 |
8,812 |
|
6 |
[6,823 ; 7.657[ |
7.24 |
1 |
7,24 |
|
Total 128,966 |
||||
Td (moyen)=
§ Temps de giration retour + Temps descente (Tgr+Tdes)
- Nombre d’échantillons =30
- Le nombre de classes
réelles : K
= log
n = 5,9=6classes
Xmax =8,76 ; Xmin =2,25
-Etendue : d=Xmax-Xmin=8,76-2,25=6,51
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin-
-Limite
supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 5. Temps de giration retour + Temps descente
|
Numéro |
LRC |
Xi |
Ni ni. Xi |
|||
|
1 |
|
[1,599 ; 2,901[ |
|
2,25 |
4 |
9 |
|
2 |
|
[2,901 ; 4,203[ |
|
3,552 |
9 |
31,968 |
|
3 |
|
[4,203; 5,505[ |
|
4,854 |
11 |
53,394 |
|
4 |
|
[5,505 ; 6,807[ |
|
6,156 |
4 |
24,624 |
|
5 |
|
[6,807 ; 8,109[ |
|
7,458 |
0 |
0 |
|
6 |
|
[8,109 ; 9,411[ |
|
8,76 |
2 |
17,52 |
|
|
Total 136,506 |
|||||
Tgr+ Tdes (moyens)=
Ø Le temps de cycle moyen (Tcy) de la pelle ZX870LCR donne :
Tcy=Tr+ (Tlev+ Tga) + Td+ (Tgr+ Tdes) =7, 82+5, 97+4, 30+4, 550 = 22, 64 sec
|
|
Temps de cycle moyen pour un chantier aménagé est 22.64 secondes |
|
|
DIDIER MONGA MUKANDJILA |
||
v DETERMINATION DU COEFFICIENT DE REMPLISSAGE DE LA PELLE ZX870LCH
Nous allons estimer le coefficient de remplissage du godet en fonction de la capacité du bac de la benne et de la capacité du godet de la pelle. Pour cette pelle
Cg=4 m3 (capacité du godet)
Notre évaluation, nous l’avons fait sur la pelle travaillant avec les bennes BELL BO40 qui les remplit en 5 passes en moyenne.
La densité moyenne des matériaux se trouvant dans la mine de Kamfundwa étant de
2.2 ainsi :
Cb 
Avec : d = 2,2 (d : masse volumique des matériaux)
Kr=
Avec : - Cb : capacité du bac en m3
- Ng : nombre de godets
- Krb : coefficient de remplissage de la benne
Tableau 6. Prestation de la pelle HITACHI ZAXIS 870LCR pour un chantier aménagé
|
NUMERO № |
HP(H) (H) |
HMAD(H) (H) |
HUE(H)) |
HIMP(H) MAD(%) |
\TMAD( %) |
TUE(%) |
|
1 |
24 |
20,42 |
16,92 |
3,5 |
85,1 |
83 |
|
2 |
24 |
15,42 |
10 |
5,42 |
64,3 |
65 |
|
3 |
24 |
19 |
14,17 |
4,83 |
79,2 |
74,6 |
|
4 |
24 |
24 |
19 |
5 |
100 |
79,2 |
|
5 |
24 |
24 |
18,58 |
5,42 |
100 |
77,4 |
|
6 |
24 |
6,25 |
4,35 |
1,9 |
26 |
69,6 |
|
7 |
24 |
17,33 |
13,67 |
72 |
72,2 |
79 |
|
8 |
24 |
24 |
18,67 |
3,66 |
100 |
78 |
|
9 |
24 |
12 |
9,5 |
2,5 |
50 |
79,2 |
|
10 |
24 |
24 |
19,33 |
4,67 |
100 |
80,5 |
|
11 |
24 |
21,92 |
16,84 |
5,08 |
91,3 |
77 |
|
2 |
24 |
12 |
8,55 |
3,45 |
50 |
71.3 |
|
13 |
24 |
24 |
19 |
5 |
100 |
79.2 |
|
14 |
24 |
24 |
16,75 |
7,25 |
100 |
70 |
|
15 |
24 |
24 |
18 |
6 |
100 |
75 |
|
16 |
24 |
10,65 |
8,92 |
1,73 |
44,4 |
84 |
|
17 |
24 |
12 |
8,83 |
3,17 |
50 |
73.6 |
|
18 |
24 |
24 |
17,75 |
6,25 |
100 |
74 |
|
19 |
24 |
7 |
5,17 |
1,83 |
29,2 |
74 |
|
20 |
24 |
22,5 |
12,3 |
10,2 |
93,75 |
54,7 |
|
21 |
24 |
18,75 |
16,4 |
2,35 |
78,1 |
90,3 |
|
22 |
24 |
24 |
6 |
18 |
100 |
25 |
|
23 |
24 |
24 |
17,45 |
6,55 |
100 |
72,7 |
|
24 |
24 |
22,84 |
17,83 |
5,01 |
95,2 |
78.1 |
|
25 |
24 |
24 |
19,58 |
4,42 |
100 |
81.5 |
|
26 |
24 |
22,84 |
19,58 |
3,26 |
95,2 |
81.5 |
|
27 |
24 |
24 |
19 |
5 |
100 |
79.2 |
|
28 |
24 |
24 |
17 |
7 |
100 |
71 |
|
29 |
24 |
24 |
19 |
5 |
100 |
79.2 |
|
30 |
24 |
24 |
17 |
7 |
100 |
71 |
§ Taux de mise à disposition
-Nombre d’échantillons =30
-Le nombre des classes réelles : K
= log
n=5,9= 6classes
Xmax=100
Xmin=26
-Etendue : d=Xmax-Xmin=100-26=74
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin -
-Limite supérieure : Ls=Xmax +
Tableau 7. Taux de mise en disposition moyen
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[18,6 ; 33,4[ |
26 |
2 |
52 |
|
2 |
[33,4 ; 48,2[ |
40,8 |
1 |
40,8 |
|
3 |
[48,2;63[ |
55,6 |
3 |
166,8 |
|
4 |
[63;77,8[ |
70,4 |
2 |
140,8 |
|
5 |
[77,8;92,6[ |
85,2 |
4 |
340,8 |
|
6 |
[92,6;107,4[ |
100 |
18 |
1800 |
|
Total 2541,2 |
||||
|
% |
TMAD
(moyen) =
CMAD=
§ Taux d’utilisation effective
-Nombre d’échantillons=30
-Le
nombre des classes réelles : K
= log
n=5,9=6classes
Xmax=90,3
Xmin=25
-Etendue : d=Xmax-Xmin=90,3-25=65,3
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin-
-Limite
supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 8. Taux d’utilisation effective
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[18,47 ; 31,53[ |
25 |
1 |
25 |
|
2 |
[31,53;44,59[ |
38,06 |
0 |
0 |
|
3 |
[44,59 ; 57,65[ |
51,12 |
1 |
51,12 |
|
4 |
[57,65;70,71[ |
64,18 |
2 |
192,54 |
|
5 |
[70,71 ; 83,77[ |
77,24 |
22 |
1699,28 |
|
6 |
[83,77 ; 96,83[ |
90,3 |
4 |
361,2 |
|
Total 2329,14 |
||||
TUE (moyen)=
%
CUE=
§ Le coefficient d’utilisation absolue moyen est donc : CUA=CUE X CMAD= 0,776 X 0, 847= 0,66
Ø CALCUL DE LA PRODUCTIVITE DANS LE CHANTIER AMENAGE
La productivité d’une pelle est la quantité des matériaux excavés par cette dernière dans une période donnée. On distingue la productivité ou débit de la pelle théorique et pratique.
La productivité ou débit de la pelle est donné mathématiquement par l’expression suivante:
Débit théorique d’une pelle
(III.18)
Avec : D’ Le débit théorique de la pelle exprimé en m3 /h
3600: Le nombre de seconde dans une heure
Cg: La capacité du godet donnée par le fabriquant
Kr : le coefficient de remplissage
𝑇𝑐𝑦𝑝: Le temps de cycle de la pelle exprimé en seconde
:
Le coefficient de foisonnement
Avec : 420,77 m3/h le débit ou la productivité théorique de la pelle HITACHI ZX 870LCR pour un chantier aménagé.
Ø 3600 : le nombre de seconde dans une heure ;
Ø 4 : la capacité du godet donnée par le fabriquant ;
Ø 0,86 : le coefficient de remplissage du godet pour un chantier aménagé ; Ø 22,64 : le temps de cycle de la pelle pour un chantier aménagé en seconde ; Ø 1,3 : Le coefficient de foisonnement.
Débit réel ou pratique d’une pelle
C’est un débit qui est donné en fonction de la production au cours d’un poste de travail.
(III.19)
Avec : D Le débit théorique de la pelle exprimé en m3
3600: Le nombre de seconde dans une heure
Cg: La capacité du godet donnée par le fabriquant
Kr : le coefficient de remplissage
:
Le temps de cycle de la pelle exprimé en seconde
CUA : coefficient d’utilisation absolue
Avec : 300,85
/h
le débit ou la productivité pratique de la pelle HITACHI ZX 870LCR pour un
chantier aménagé.
Ø 3600 : le nombre de seconde dans une heure ;
Ø 4 : la capacité du godet donnée par le fabriquant ;
Ø 0,86 : le coefficient de remplissage du godet pour un chantier aménagé ;
Ø 0,66 : le coefficient d’utilisation absolue pour un chantier aménagé ;
Ø 22,64 : le temps de cycle de la pelle pour un chantier aménagé en seconde.
III.3.1.2. CAS D’UN CHANTIER NON-AMENAGE
Tableau 9. Temps de cycle de la pelle
|
NUMERO |
tr(s) t (lev+ga) (s) td(s) |
t (desc+gr) (s) |
||
|
1 |
8,39 |
9,24 |
8,33 |
9,44 |
|
2 |
6,79 |
5,39 |
4,28 |
6,40 |
|
3 |
10,6 |
6,22 |
3,48 |
7,48 |
|
4 |
8,54 |
4,17 |
3,76 |
9,04 |
|
5 |
5,51 |
4,35 |
11,32 |
6,31 |
|
6 |
7,66 |
3,78 |
10,2 |
7,74 |
|
7 |
6,56 |
8,67 |
5,05 |
7,02 |
|
8 |
8,85 |
13,08 |
5,58 |
6,99 |
|
9 |
5,31 |
6,53 |
7,26 |
7,35 |
|
10 |
4.5 |
6,57 |
4,53 |
7,65 |
|
11 |
6,19 |
6,21 |
5,31 |
6,25 |
|
12 |
7,63 |
3,08 |
9,29 |
7,55 |
|
13 |
14,8 |
4,15 |
3,87 |
8,31 |
|
15 |
6,48 |
6,29 |
4,56 |
6,76 |
|
16 |
7,1 |
10,6 |
4,0 |
5,0 |
|
17 |
7,8 |
8,2 |
6,4 |
7,4 |
|
18 |
8,8 |
5,6 |
6,1 |
6,6 |
|
19 |
9,5 |
4,5 |
6,2 |
6,0 |
|
20 |
14,3 |
6,6 |
6,4 |
6,3 |
|
21 |
12,1 |
5,2 |
4,3 |
6,0 |
|
22 |
11,5 |
4,6 |
4,8 |
6,3 |
|
23 |
11,8 |
4,5 |
4,1 |
7,1 |
|
24 |
11,1 |
6,0 |
5,5 |
7,2 |
|
25 |
9,9 |
9,22 |
5,4 |
9,2 |
|
26 |
8,4 |
4,2 |
5,5 |
8,2 |
|
27 |
6,1 |
4,3 |
6,7 |
7,2 |
|
28 |
6,5 |
10,7 |
7,2 |
6,9 |
|
29 |
9,0 |
5,2 |
6,7 |
6,5 |
|
30 |
10,2 |
4,8 |
4,6 |
7,1 |
§ Le temps de remplissage moyen (Tr)
- N : nombre d’échantillons =30
-
Le nombre de classes réelles : K
log
n = 5.9= 6 classes
Xmax =14,8 ; Xmin =4,5
-Etendue : d=Xmax -Xmin=14,8-4,5 = 10,3
-amplitude
: a
-limite inferieure : Li= Xmin -
-limite supérieure : Ls = 
Tableau 10. Temps de remplissage moyen
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[3,47 ; 5,53[ |
4,5 |
3 |
13,5 |
|
2 |
[5,53 ; 7,59[ |
6,56 |
9 |
59,04 |
|
3 |
[7,59 ; 9,65[ |
8.62 |
10 |
86,2 |
|
4 |
[9,65 ; 11,71[ |
10,68 |
5 |
53,4 |
|
5 |
[11.71 ; 13,77[ |
12,74 |
1 |
12,74 |
|
6 |
[13,77 ; 15,83[ |
14,8 |
2 |
29,6 |
|
Total 254,48 |
||||
Tr(Moyen)
§ Temps de levage+ Temps de giration aller (Tga+Tlev)
-Nombre d’échantillons=30
-Le
nombre de classes réelles : K
= log
n = 5.9 = 6classes
Xmax=13,08 ; Xmin=3,08
-Etendue : d =Xmax-Xmin = 13,08-3,08=10
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin-
-Limite
supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 11. Temps de levage+ Temps de giration aller
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[2,08 ; 4,08[ |
3,08 |
2 |
6,16 |
|
2 |
[4,08;6,08[ |
5,08 |
14 |
71,12 |
|
3 |
[6,08; 8,08[ |
7,08 |
7 |
49,56 |
|
4 |
[8,08;10,08[ |
9,08 |
4 |
36,32 |
|
5 |
[10,08; 12,08[ |
11,08 |
2 |
22,16 |
|
6 |
[12,08;14,08[ |
13,08 |
1 |
13,08 |
|
Total 198,4 |
||||
Tlev+Tgr (moyen)=
§ Temps de déversement (Td)
-Nombre d’échantillons=30
-Le
nombre de classes réelles : K
= log
n = 5,9 =6classes
Xmax =11,32 ; Xmin =3,48
-Etendue : d=Xmax-Xmin=11,32 - 3,48 = 7,84
-Amplitude :
-Limite
inferieure : Li= Xmin -
=
3,48 -
-Limite
supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 12. Temps de déversement
|
Numéro |
LRC |
Xi |
Ni |
ni. Xi |
|
1 |
[2,696 ; 4,264[ |
3,48 |
8 |
27,84 |
|
2 |
[4,264 ; 5,832[ |
5,048 |
10 |
50,48 |
|
3 |
[5,832 ; 7,4[ |
6,616 |
7 |
46,312 |
|
4 |
[7,4 ; 8,968[ |
8,184 |
2 |
16,368 |
|
5 |
[8,968 ; 10,536[ |
9,752 |
2 |
19,504 |
|
6 |
[10,536 ; 12,104[ |
11,32 |
1 |
11,32 |
Total 171,824
Td (moyen)=
§ Temps de giration retour + Temps descente (Tgr+Tdes)
- Nombre d’échantillons =30
- Le nombre de classes
réelles : K= log
n = 5,9=6classes
Xmax =9,04 ; Xmin =5,0
-Etendue : d=Xmax-Xmin=9,04-5,0=4,04
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin-
-Limite
supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 13. Temps de giration retour + Temps descente
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[4,596; 5,404[ |
5,0 |
1 |
5,0 |
|
2 |
[5,404 ; 6,212[ |
5,808 |
7 |
40,656 |
|
3 |
[6,212 ; 7,02[ |
6,616 |
6 |
39,696 |
|
4 |
[7,02 ; 7,828[ |
7,424 |
11 |
81,664 |
|
5 |
[7,828 ; 8,636[ |
8,232 |
2 |
16,464 |
|
6 |
[8,636 ; 9,444[ |
9,04 |
3 |
27,12 |
|
Total 210,6 |
||||
Tgr+ Tdes (moyens)=
Ø Le temps de cycle moyen (Tcy) de la pelle ZX870LCR donne :
Tcy=Tr+ (Tlev+ Tga) + Td+ (Tgr+ Tdes) =8, 48+6, 61+5, 73+7, 02 = 27,84sec
Temps de cycle moyen pour un chantier non-aménagé est de 27.84 secondes
v DETERMINATION DU COEFFICIENT DE REMPLISSAGE DE LA PELLE ZX870LCH
En se référant au chantier aménagé on a :
Cb 
Avec : d = 2,2
Kr=
(III.20)
Avec :
-Cb : capacité du bac en m3
-Ng : nombre de godets
-Krb : coefficient de remplissage de la benne
Détermination du coefficient de remplissage Cb
Avec : 40 poids des matériaux
2,2 la masse volumique des matériaux
18,2m3 capacité du bac de la benne
Kr 
Avec : 0,95 coefficient de remplissage de la benne
4 capacités du godet
6 nombre de godets pour remplir la benne
0,72 coefficient de remplissage de la pelle HITACHI ZX 870LCR pour un chantier non aménagé
III.4. EVALUATION DU COEFFICIENT D’UTILISATION ABSOLUE MOYEN
La détermination du coefficient d’utilisation absolue sera également basée sur la méthode de LIORZOU.
Tableau 14. Heures de prestation de la pelle ZX870 LCR en chantier non-aménagé
|
№ HP(H) HMAD(H) HUE(H) HIMP(H) TMAD(%) TUE(%) |
||||||
|
1 |
24 |
16,5 |
10,5 |
6 |
68,75 |
63,6 |
|
2 |
24 |
12,5 |
9 |
3,5 |
52,08 |
72 |
|
3 |
24 |
19,5 |
12.5 |
7 |
81,25 |
64,1 |
|
4 |
24 |
18 |
15 |
3 |
75 |
83,3 |
|
5 |
24 |
10 |
10 |
0 |
41,7 |
100 |
|
6 |
24 |
17 |
9,9 |
7,1 |
70,83 |
58,2 |
|
7 |
24 |
20 |
12.3 |
7,7 |
83,3 |
61,5 |
|
8 |
24 |
17,5 |
16.6 |
0,9 |
72,91 |
94,8 |
|
9 |
24 |
15 |
13.8 |
1,2 |
62,5 |
92 |
|
10 |
24 |
9 |
5 |
4 |
37,5 |
55,5 |
|
11 |
24 |
12 |
6 |
6 |
50 |
50 |
|
12 |
24 |
12 |
6 |
6 |
50 |
50 |
|
13 |
24 |
13,5 |
10.3 |
3,2 |
56,25 |
76,3 |
|
14 |
24 |
20,5 |
10.1 |
10,4 |
85,41 |
49,3 |
|
15 |
24 |
14,5 |
7,6 |
6,9 |
58,3 |
52,4 |
|
16 |
24 |
15,5 |
8,1 |
7,4 |
64,6 |
52,2 |
|
17 |
24 |
17,5 |
10,5 |
7 |
72,91 |
60 |
|
18 |
24 |
17,5 |
7,2 |
10,3 |
72,91 |
41,1 |
|
19 |
24 |
18,5 |
9,2 |
9,3 |
77,08 |
49,7 |
|
20 |
24 |
10,5 |
5,7 |
4,8 |
43,75 |
54,3 |
|
21 |
24 |
10,5 |
7 |
3,5 |
43,75 |
66,7 |
|
22 |
24 |
12 |
10,4 |
1,6 |
50 |
86,7 |
|
23 |
24 |
12 |
9 |
3 |
50 |
75 |
|
24 |
24 |
16,5 |
10,5 |
6 |
68,75 |
63,6 |
|
25 |
24 |
13,5 |
9,5 |
4 |
56,25 |
70,4 |
|
26 |
24 |
12 |
7 |
5 |
50 |
58,3 |
|
27 |
24 |
12 |
8,5 |
3,5 |
50 |
70,8 |
|
28 |
24 |
12 |
5,9 |
6,1 |
50 |
49,2 |
|
29 |
24 |
16 |
9,6 |
6,4 |
66,6 |
60 |
|
30 |
24 |
15,5 |
10,5 |
5 |
64,58 |
65,1 |
Ø Taux de mise à disposition
-Nombre d’échantillons =30
-Le nombre des classes réelles : K
= log
n=5,9= 6classes
Xmax=85,41
Xmin=37,5
-Etendue : d=Xmax-Xmin=85,41-37,5=47,91
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin -
-Limite
supérieure : Ls=Xmax +
Tableau 15. Taux de mise à disposition
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[32,709;42,291[ |
37,5 |
2 |
75 |
|
2 |
[42,291;51,873[ |
47,082 |
9 |
423,738 |
|
3 |
[51,873;61,455[ |
56,664 |
4 |
226,656 |
|
4 |
[61,455;71,037[ |
66,246 |
7 |
463,722 |
|
5 |
[71,037;80,619[ |
75,828 |
5 |
379,14 |
|
6 |
[80,619;90,201[ |
85,41 |
3 |
256,23 |
|
Total 1824,486 |
||||
TMAD
(moyen) = 
60,816%
CMAD=
Ø Taux d’utilisation effective
-Nombre d’échantillons=30
-Le
nombre des classes réelles : K
= log
n=5,9=6classes
Xmax=100
Xmin=41,1
-Etendue : d=Xmax-Xmin=100-41,1=58,9
-Amplitude :
-Limite inferieure : Li= Xmin-
-Limite
supérieure : Ls=Xmax+
Tableau 16. Taux d’utilisation effective
|
Numéro LRC Xi Ni ni. Xi |
||||
|
1 |
[35,21;46,99[ |
41,1 |
1 |
41,1 |
|
2 |
[46,99;58,77[ |
52,88 |
11 |
581,68 |
|
3 |
[58,77;70,55[ |
64,66 |
10 |
646,6 |
|
4 |
[70,55;82,33[ |
76,44 |
3 |
229,32 |
|
5 |
[82,33;94,11[ |
88,22 |
4 |
352.88 |
|
6 |
[94,11;105,89[ |
100 |
1 |
100 |
|
Total 1951,58 |
||||
TUE (moyen)=
%
CUE=
§ Le coefficient d’utilisation absolue moyen est donc :
CUA=CUE X CMAD= 0,650 X 0,608=0,39
v EVALUATION DE LA PRODUCTIVITE DE LA PELLE ZAXIS870LCH POUR UN CHANTIER NON AMENAGE
La productivité d’une pelle est la quantité des matériaux excavés par cette dernière dans une période donnée. On distingue la productivité ou débit de la pelle théorique et pratique.
La productivité ou débit de la pelle est donné mathématiquement par l’expression suivante:
Débit théorique d’une pelle
(III.21)
Avec : D’: Le débit théorique de la pelle exprimé en m3
3600: Le nombre de seconde dans une heure
Cg: La capacité du godet donnée par le fabriquant
Kr : le coefficient de remplissage
:
Le temps de cycle de la pelle exprimé en seconde
Débit réel ou pratique d’une pelle
C’est un débit qui est donné en fonction de la production au cours d’un poste de travail.
(III.22)
D’: Le débit théorique de la pelle exprimé en m3
3600: Le nombre de seconde dans une heure
Cg: La capacité du godet donnée par le fabriquant
Kr : le coefficient de remplissage
:
Le temps de cycle de la pelle exprimé en seconde
CUA : coefficient d’utilisation absolue
III.5. COMPARAISON DES RESULTATS
Tableau 17. Comparaison des résultats
|
|
CHANTIER AMENAGE |
CHANTIER NON-AMENAGE |
|
Temps de cycle (sec) |
22,64 sec |
27,84 sec |
|
Coeff de remplissage |
0,86 |
0,72 |
|
Coeff d’utilisation absolue |
0,66 |
0,39 |
|
Débit théorique |
455,83 |
310,344 |
|
Débit réel |
300,85 |
121,034 |
Au vu de ces résultats, nous disons que l’aménagement des chantiers a un impact positif sur la productivité d’un engin de chargement.
Car cette pelle HITACHI ZAXIS 870 travaille dans les conditions différentes, dans les chantiers de chargement différents, c’est la raison qui fait que les rendements ou les productivités trouvés mettent en évidence que le chantier de chargement aménagé donne un bon rendement ou une bonne productivité par apport au chantier non-aménagé.
CONCLUSION GENERALE
Nous voici arrivés au terme de notre travail de fin de cycle qui a porté sur la contribution à l’analyse de l’impact de l’état de chantier de chargement sur la productivité de la pelle HITACHI ZAXIS 870 dans la mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA.
L’objectif poursuivi dans ce travail était d’analyser l’impact de l’état de chantier de chargement sur la productivité des pelles dans la mine à ciel ouvert.
Pour ce qui concerne la méthodologie nous avons dans les calculs fait intervenir les notions de statistique pour trouver les valeurs à utiliser telle que les temps de cycle moyens, coefficient d’utilisation absolue et nous avons aussi expliqué comment nous sommes arrivés à récolter les données; notamment pour le temps de cycle. Pour le temps de cycle les résultats ont été obtenus par chronométrage, pour le coefficient d’utilisation absolu sa détermination a été faite à partir des classes d’heures et pour ce qui concerne les heures de prestations au service de Dispatch et enfin nous avons présenté résultats sous formes des tableaux.
L’analyse des résultats a été d’une grande importance car elle nous a permis de ressortir certaines hypothèses entre les résultats obtenus en occurrence les temps de cycle de la pelle HITACHI ZX 870 dans un chantier de chargement aménagé et non aménagé, coefficients de remplissages, les coefficients d’utilisation absolue ainsi que leurs productivités théoriques et pratiques dans le deux chantier de chargement.
Pour le chantier aménagé ; le temps de cycle, le coefficient de remplissage, le coefficient d’utilisation absolue, le débit théorique et le débit pratique sont respectivement de 22,64 secondes; 0,86 ; 0,66 ; 455,83 m3/h et 300,85 m3/h. Par contre pour le chantier non aménagé ; le temps de cycle, le coefficient de remplissage, le coefficient d’utilisation absolue, le débit théorique et le débit pratique sont respectivement de 27,84 secondes; 0,72 ; 0,39 ; 310,344 m3/h et 121,034 m3/h.
De cette analyse, le chantier aménagé est l’optimal puis qu’il prouve qu’il faut tenir le chantier dans des bonnes conditions de travail pour espérer améliorer la productivité des engins de chargement en particulier.
SUGGESTIONS
Pour améliorer la productivité réelle des pelles, on suggère à la société Générale des Carrières et des Mines(GECAMINES) plus précisément à la mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA ce qui suit :
• De pouvoir veiller de manière générale sur les paramètres de fragmentation afin d’obtenir un bon rendement de minage pour ainsi réduire le temps de cycle de la pelle lors du chargement car la réussite de la fragmentation concours à un bon rendement ;
• De pouvoir veiller à la surveillance des conditions de travail dans un chantier minier ;
• De pouvoir faire le suivi de la tenue des chantiers, parce qu’elle a un impact fort sur la productivité des engins primaires de production.
Après la pluie par exemple, les plates-formes de travail de la pelle sont imbibées d’eau et les chenilles ont tendance à s’enfoncer dans le sol. L’opérateur cherche à se repositionner convenablement, Ce qui engendre directement une diminution de la productivité de l’engin de chargement. La quantité de boues augmente et occasionne les embourbements d’une pelle dans ses manœuvres d’où l’augmentation du temps de cycle et par conséquent la diminution de la productivité.
BIBLIOGRAPHIE
I. OUVRAGES
1. CHIYEY TESH, 2012-2013 MACHINES MINIERES TOME 1.
2. Theodore KAYEMBE KABWE, tenue de chantier en mine à ciel ouvert (KamboveKakanda)
II. NOTES DES COURS
1. KAMULETTE MUDIANGA NSESU Pierre, cours d’exploitation des mines à ciel ouvert, inédit, Deuxième grade Mines, UNILU, 2010.
2. SERAPHIN MADIKA, cours d’exploitation des mines à ciel ouvert, inédit, deuxième gradiat Geomines, ISTA/KZI, 2017-2018.
3. JEAN-PIERRE MWAMBA, cours d’exploitation des mines à ciel ouvert, inédit, deuxième graduat Geomines, 2015, ISTA/KZI.
4. LUMBWE ,2017 Cours de probabilité statistique 2eme graduat .Institut supérieur des techniques appliquées de Kolwezi.
III. TFC ET MEMOIRES
1. TFC BANZA KIBWE Faradi (2019), Evaluation du coût de l’opération de chargement dans la mine à ciel ouvert de Kamfundwa (cas de la pelle HITACHI ZX 870 LCR)
2. TFC ILUNGA MBIDI Christina (2018), l’évaluation des rendements des pelles CAT et HITACHI (excavateur 26) en vue de l’achèvement du Target planifier cas de la mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA.
3. TFC ZANGILO (2018), l’estimation de la productivité d’une unité de changement envie d’améliorer la production d’un chantier cas de la pelle Hitachi x17 dans la mine à ciel ouvert de KAMFUNDWA
4. Mémoire AMRANI Abdel mounaim (2016), Choix des équipements de chargement et de transport dans la carrière d’Ain El kebira.
