L’aérage a pour objectif principal de fournir une quantité d’air suffisante à tous les chantiers souterrains et de diluer à un niveau acceptable les polluants qui ne peuvent être éliminés autrement. Si la profondeur d’un chantier rend sa température trop élevée, on a recours à des systèmes de refroidissement mécaniques pour renforcer les effets bénéfiques de l’aérage.

La composition de l’enveloppe gazeuse qui entoure la Terre varie de moins de 0,01% d’un endroit à l’autre. On s’accorde généralement à établir comme suit la composition de l’air sec: 78,09% d’azote, 20,95% d’oxygène, 0,93% d’argon et 0,03% de dioxyde de carbone. On trouve également dans l’air de la vapeur d’eau en quantité variable suivant la température et la pression atmosphériques ambiantes et la présence de surfaces liquides. La circulation d’air dans la mine peut modifier de façon substantielle la concentration de vapeur d’eau; cette grandeur est l’objet de la psychrométrie. Pour établir l’état d’un mélange de vapeur d’eau et d’air sec à un endroit donné, il faut connaître trois variables indépendantes qui sont toutes mesurables: la pression barométrique, la température sèche (thermomètre sec) et la température humide (thermomètre humide).

Les polluants dont les taux de concentration peuvent être diminués par dilution sont principalement des gaz et des poussières, bien que les rayonnements ionisants associés au radon présent naturellement dans les mines puissent poser problème, en particulier dans les mines d’uranium là où le rayonnement ionisant naturel est élevé. Le débit d’air nécessaire pour diluer les polluants est fonction à la fois de leur concentration et de l’efficacité d’autres mesures comme celles qui consistent à pulvériser de l’eau pour lutter contre les poussières ou à utiliser des systèmes de captage du grisou dans les mines de charbon. Le débit d’air minimal requis est calculé pour le polluant qui nécessite le taux de dilution le plus élevé, compte tenu également des effets cumulatifs et synergiques possibles de mélanges comportant deux ou plusieurs polluants. A défaut, on peut retenir une vitesse minimale de 0,25 m/s que l’on augmentera à mesure que la température s’élève.

Dans les exploitations minières mécanisées faisant usage de ventilateurs mobiles mus par moteur diesel et en l’absence d’une surveillance continue de l’atmosphère, on se fonde sur le taux de dilution des gaz d’échappement pour déterminer le débit d’air minimal nécessaire. Le débit d’air requis sur place est compris d’ordinaire entre 0,03 et 0,06 m3/s par kilowatt de puissance nominale, selon le type de moteur et selon qu’il est équipé ou non d’un dispositif de traitement des gaz d’échappement. Les progrès réalisés en matière de carburants et de moteurs ont permis de réduire les niveaux des émissions, tandis que l’emploi de pots catalytiques, d’épurateurs par voie humide et de filtres de céramique peut diminuer encore les concentrations de monoxyde de carbone, d’aldéhydes, d’oxydes d’azote et de matières particulières. Ces progrès contribuent au respect de concentrations de polluants de plus en plus basses sans qu’il soit nécessaire d’augmenter sensiblement les taux de dilution des gaz d’échappement. La limite inférieure réalisable de 0,02 m3/s par kilowatt qu’il est possible d’atteindre est fondée sur des émissions de dioxyde de carbone qui sont proportionnelles à la puissance du moteur, mais ne dépendent pas du traitement des gaz d’échappement.

Le moteur diesel a un rendement d’environ 30% lorsqu’il s’agit de convertir l’énergie du carburant en énergie utile; la majeure partie de cette énergie sert à vaincre les frottements, d’où une production d’énergie thermique que l’on estime à trois fois l’énergie utile. Le transport de roches par camion sur une rampe ne représente que 10% environ de l’énergie pouvant être fournie par le carburant. Des moteurs diesel puissants sont utilisés sur les gros engins mobiles, qui nécessitent des excavations de plus grandes dimensions pour évoluer sans danger. En supposant une densité normale de véhicules et un débit de dilution usuel des gaz d’échappement de 0,04 m3/s par kilowatt, la vitesse d’air minimale sur site est d’environ 0,5 m/s.

Bien que l’établissement de valeurs générales en matière d’aérage ne convienne pas lorsqu’on dispose de données détaillées sur la mine et le plan d’aérage ou lorsqu’on peut les obtenir, ces valeurs peuvent servir de base de calcul. Il est habituellement possible de justifier des écarts par rapport aux valeurs normales, dans le cas, par exemple, de mines qui sont aux prises avec des problèmes de température ou de radon. De manière générale, la formule retenue pour déterminer le débit d’aérage est donnée par:

où t est la production annuelle en millions de tonnes (Mtpa), α un facteur directement lié à la production et β le débit constant requis pour l’aérage d’une infrastructure telle que l’installation de traitement du minerai.

Le tableau 74.1 fournit quelques valeurs types du facteur α.

Dans l’exemple cité, le débit d’air β dépend principalement du système de traitement du minerai et, dans une certaine mesure, du taux de production de la mine. Une valeur β de 50 m3/s convient pour les mines où la roche est transportée sur un plan incliné par des camions diesel ou lorsque la roche abattue n’est pas broyée. Cette valeur passe ordinairement à 100 m3/s lorsque le concassage s’effectue au fond avec transport par skips vidés au jour et si les ateliers de maintenance sont également au fond. Lorsque le système de manutention du minerai devient plus important (transport par convoyeurs ou autres systèmes de transport de minerai), on pourra augmenter encore la valeur de β jusqu’à concurrence de 50%. Dans les très grandes mines comportant plusieurs puits, le débit d’air β est proportionnel au nombre de puits.

Outre l’aérage servant à maintenir une atmosphère acceptable, il se peut que l’on doive recourir au refroidissement mécanique pour assurer des conditions thermiques convenables et réduire au minimum les risques d’agression thermique. Le stress thermique est une réaction complexe de l’organisme aux facteurs climatiques; dans les mines souterraines, les facteurs déterminants à cet égard sont la vitesse du courant d’air et la température humide. Ce fait est illustré par les puissances de refroidissement (W/m2) indiquées au tableau 74.2 et corrigées en fonction de l’isolement thermique des vêtements (dont l’unité usuelle de mesure est le clo). Dans un environnement souterrain, la température de rayonnement est égale à la température au thermomètre sec et supérieure de 10 °C à celle du thermomètre humide. Des valeurs typiques ont été établies pour la pression barométrique et le vêtement dans le cas de travaux souterrains (par exemple, 110 kPa et 0,52 clo).

La convection naturelle correspond à une vitesse de l’air de 0,1 m/s (aucune sensation de mouvement de l’air n’est perçue). Dans les chantiers miniers, la limite inférieure normale de vitesse de l’air est de 0,25 m/s et cette limite devrait être portée à 0,5 m/s lorsque la température humide dépasse 25 °C. Pour maintenir l’équilibre thermique, il faut prendre en compte la chaleur métabolique résultant de tâches types: repos, 50 W/m2; travail léger, 115 à 125 W/m2; travail moyennement pénible, 150 à 175 W/m2; et travail pénible, 200 à 300 W/m2. Il faut procéder à une étude détaillée afin de déterminer les besoins en refroidissement d’une installation minière donnée. Les températures optimales au thermomètre humide sont habituellement comprises entre 27,5 °C et 28,5 °C, des températures plus basses s’appliquant aux chantiers peu mécanisés. Avec des températures au thermomètre humide dépassant 30,0 °C, on assiste à une diminution du rendement et à une augmentation notable du risque de maladies causées par la chaleur; au-delà de 32,5 °C, l’exploitation devrait normalement être arrêtée.

La charge de refroidissement requise de la mine est égale à la différence entre la charge calorifique de la mine et la capacité de refroidissement du courant d’aérage. La charge calorifique de la mine tient compte de l’autocompression de l’air dans les galeries d’aérage (conversion de l’énergie potentielle en enthalpie lorsque l’air descend dans la mine), de l’apport calorifique de la roche environnante, de la chaleur dégagée par la roche abattue ou par l’eau contenue dans les fissures de la roche, ainsi que de la chaleur produite par les engins d’abattage, de fragmentation et de transport du minerai. La capacité de refroidissement du courant d’aérage dépend à la fois des conditions thermiques de base du chantier et des conditions climatiques en surface.

Bien que la contribution relative de chacune des sources calorifiques au bilan thermique de la mine soit spécifique à chaque chantier, l’autocompression est habituellement le principal facteur, représentant entre 35 et 50% de ce bilan. A mesure que l’on s’enfonce dans la mine, la capacité de refroidissement de l’aérage peut devenir négative à cause de ce phénomène, et l’augmentation du débit aura pour effet d’accroître la charge de refroidissement de la mine. Dans ce genre de situation, on fournit le débit minimal requis pour conserver une concentration acceptable de polluants et l’on augmente le refroidissement pour créer des conditions de travail favorables à la production et à la sécurité. La profondeur à partir de laquelle un refroidissement est nécessaire dépend surtout des conditions climatiques en surface, de la distance parcourue par l’air dans les galeries d’aérage et de l’utilisation de gros engins (à moteur diesel ou électrique).

Le réseau ou système d’aérage principal a pour but d’assurer une bonne circulation de l’air dans les chantiers de la mine qui communiquent entre eux. Le réseau général comporte des jonctions (points de rencontre d’au moins trois galeries d’aérage), des dérivations (voies d’aérage comprises entre les jonctions) et des branchements qui sont en fait des tronçons fermés du réseau. Bien que la plupart des réseaux d’aérage des mines soient composés de centaines, voire de milliers de branchements, le nombre de galeries d’aérage principales (branchements entre la surface et les chantiers d’extraction) et de retours ou d’évacuations (branchements entre les chantiers d’extraction et la surface) est généralement inférieur à dix.

Compte tenu du grand nombre de branchements composant un réseau, le calcul des débits et des pertes de charge globales est un exercice complexe. Même si beaucoup de branchements sont simples, en série ou en parallèle, et peuvent être analysés avec précision par des méthodes algébriques, le calcul de certains tronçons combinés doit faire appel à des méthodes itératives et prévoir une convergence acceptable. Des calculateurs analogiques ont été utilisés avec succès dans l’étude des réseaux; ils ont toutefois été remplacés par des méthodes numériques moins chronophages basées sur la méthode d’approximation de Hardy Cross pour le calcul des écoulements dans les réseaux hydrauliques.

La résistance à l’écoulement de l’air dans une galerie ou une excavation minière est déterminée par ses dimensions et par la rugosité des parois; la perte de charge qui en résulte dépend de cette résistance et du carré de la vitesse de l’air. En augmentant la puissance des ventilateurs, on peut générer une pression suffisante pour compenser les pertes de charge. Cette puissance supplémentaire peut être fournie naturellement par la chaleur de la roche et d’autres sources comme la ventilation naturelle. Bien que cette méthode ait constitué durant un certain temps la principale méthode d’aérage, seulement 2 à 3% de l’énergie est convertie en pression et il peut arriver qu’en été, par temps chaud, la roche entraîne le refroidissement du courant d’aérage et provoque une inversion du sens de ce courant. Les mines modernes ont généralement recours à un ventilateur pour accélérer l’écoulement de l’air afin de vaincre les pertes de charge, même si la ventilation naturelle peut, selon la période de l’année, avoir pour effet de favoriser ou de ralentir cet écoulement.

Lorsque de l’air circule au contact d’une surface, les molécules d’air qui sont au voisinage immédiat de cette surface sont immobiles, tandis que les filets d’air voisins glissent sur elles et rencontrent une résistance qui dépend de la viscosité de l’air. On observe un gradient de vitesse, celle-ci augmentant avec la distance du filet à la surface. La couche limite définie par ce phénomène et la couche laminaire sous-jacente exercent une influence déterminante sur la quantité d’énergie requise pour entretenir l’écoulement. Habituellement, les parois des galeries d’aérage des mines sont suffisamment rugueuses pour que leurs aspérités traversent la couche limite. On a alors affaire à une galerie d’aérage dont la résistance est fonction de la rugosité relative (ou facteur de rugosité), c’est-à-dire du rapport entre la hauteur des aspérités à l’intérieur de la galerie et le diamètre de celle-ci.

La plupart des galeries d’aérage creusées selon les méthodes traditionnelles (foration et tir de mines) ont des aspérités comprises entre 100 et 200 mm; même dans les terrains à très forte densité de blocs, la hauteur moyenne des aspérités ne dépasse pas 300 mm. Dans les galeries d’aérage ouvertes à l’aide d’engins de percement, les aspérités ont une hauteur comprise entre 5 et 10 mm, ce qui est quand même considéré rugueux en dynamique des fluides. On peut réduire le facteur de rugosité en créant un revêtement, bien que cette solution soit adoptée le plus souvent à des fins de soutènement plutôt qu’en vue d’abaisser la puissance nécessaire à la circulation de l’air. Ainsi, un puits de section importante garni d’un revêtement de béton présentant des aspérités dont la hauteur moyenne serait de 1 mm pourrait néanmoins être qualifié de rugueux, et le nombre de Reynolds — soit le rapport des forces liées à l’inertie et à la viscosité — influerait lui aussi sur la résistance à l’écoulement. Dans la pratique, à cause de la difficulté de réaliser un revêtement de béton parfaitement lisse au fur et à mesure du fonçage d’un puits important, on obtient une rugosité plus élevée et une résistance à l’écoulement d’environ 50% supérieure à celle d’une surface lisse.

Lorsque les galeries d’entrée et de retour d’air entre les chantiers souterrains et la surface sont peu nombreuses, elles sont responsables de la plus grande partie (70 à 90%) de la perte de charge totale. Des pertes de charge dans les galeries d’aérage sont également causées par divers obstacles susceptibles de contrarier l’écoulement de l’air, par exemple, les coudes, les changements de section, les bifurcations, etc. Ces pertes peuvent peser pour beaucoup dans le bilan global, et il est nécessaire de procéder à une étude détaillée, particulièrement pour ce qui est des galeries principales d’entrée et de retour d’air. Les pertes dues aux discontinuités varient avec l’importance des décollements de la couche limite; il est possible de les réduire en évitant les variations brusques de section.

L’incidence d’un obstacle sur la perte de charge d’une galerie d’aérage est fonction de son coefficient de traînée aérodynamique et du coefficient de remplissage, c’est-à-dire du rapport entre la section droite de l’obstacle et la section de la galerie. On peut atténuer cette perte de charge en réduisant le plus possible le décollement de la couche limite et en donnant à l’obstacle une forme aérodynamique afin d’éviter un écoulement turbulent. Le coefficient de traînée aérodynamique d’un objet dépend de sa forme et de son emplacement dans la galerie. Voici quelques coefficients pour différentes formes: poutre en I, 2,7; section carrée, 2,0; section circulaire, 1,2; hexagone allongé, 0,6; forme parfaitement aérodynamique, 0,4.

Même avec les obstacles qui n’ont que des coefficients de traînée aérodynamique et de remplissage relativement faibles, leur présence à intervalles réguliers aura un effet cumulatif important sur les pertes de charge. Dans un puits équipé de barres de section hexagonale allongée semi-profilées présentant un coefficient de remplissage de 0,08, la résistance à l’écoulement de l’air serait supérieure d’environ quatre fois à celle d’un puits revêtu de béton ne comportant aucun obstacle. Bien que le coût des profilés creux en acier de section rectangulaire, très répandus, soit plus élevé que celui des poutres en I, leur coefficient de traînée aérodynamique est égal au tiers seulement de celui des poutres en I, ce qui justifie pleinement leur utilisation.

La circulation de l’air dans les réseaux d’aérage des mines est assurée par des ventilateurs axiaux et des ventilateurs centrifuges; leurs rendements sont supérieurs à 80%. Dans le cas des ventilateurs principaux, le choix entre un ventilateur hélicoïdal et un ventilateur centrifuge sera fondé sur le coût, l’encombrement, la pression, la robustesse, le rendement et la fiabilité. Si une panne de ventilateur risque d’entraîner une accumulation dangereuse de méthane, une capacité additionnelle devra être installée afin de maintenir la continuité de l’aérage. Pour les mines où une telle précaution n’est pas aussi critique, une installation à deux ventilateurs jumelés suffira; en cas de panne d’un ventilateur, l’aérage sera maintenu au deux tiers de sa capacité. Les coûts associés aux ventilateurs axiaux verticaux installés au sommet des puits d’aérage ne sont pas élevés, mais ces ventilateurs ne peuvent fournir plus de 300 m3/s. Les débits plus élevés exigent que plusieurs ventilateurs soient raccordés au retour d’air.

Pour obtenir une efficacité maximale à un coût raisonnable, il convient d’utiliser des ventilateurs axiaux pour les basses pressions (moins de 1 kPa) et des ventilateurs centrifuges pour les hautes pressions (plus de 3 kPa); l’un et l’autre conviennent pour les pressions intermédiaires. Si la robustesse est un critère essentiel, par exemple pour évacuer de l’air chargé de gouttelettes d’eau à une vitesse supérieure à la vitesse critique, un ventilateur centrifuge sera plus fiable. La plage de vitesses critique à l’intérieur de laquelle des gouttelettes d’eau sont susceptibles de rester en suspension dans l’air est comprise, suivant la taille des gouttelettes, entre 7,5 et 12,5 m/s. A ces vitesses, les gouttelettes en suspension peuvent s’accumuler et faire monter la pression du système au point de provoquer l’arrêt du ventilateur. Bien qu’il ne soit souhaitable pour aucun type de ventilateur, le risque de défaillance est beaucoup moins élevé avec un ventilateur centrifuge dans cette plage de vitesses.

Un ventilateur principal est appelé d’ordinaire à être déplacé durant la vie de la mine; il faut donc pouvoir modifier ses performances en cas de besoin. La marche à vitesse variable assure le fonctionnement le plus efficace, tant pour les ventilateurs axiaux que pour les ventilateurs centrifuges, mais les coûts qu’elle entraîne sont élevés, en particulier s’il s’agit de ventilateurs de grandes dimensions. On peut modifier les caractéristiques de fonctionnement des ventilateurs axiaux en agissant sur l’orientation des pales, ce réglage pouvant être effectué à l’arrêt ou en marche. Il faut remarquer que cette dernière solution est sensiblement plus coûteuse. De plus, en imprimant un mouvement turbulent à l’air qui entre dans le ventilateur, à l’aide d’aubes directrices mobiles, il est possible de modifier le rendement d’un ventilateur centrifuge en cours de fonctionnement. Le rendement d’un ventilateur centrifuge baisse plus rapidement que celui d’un ventilateur axial lorsqu’on s’éloigne de son point de fonctionnement optimal sur la courbe caractéristique; aussi, si l’on veut avoir un rendement élevé sur une large plage de la courbe caractéristique et si la pression est convenable, on retiendra un ventilateur axial.

Le ventilateur principal du système global d’aérage est normalement implanté en surface en tête du puits de retour. La voie d’entrée de l’aérage est souvent un puits d’extraction; pour la voie de retour, on utilise une galerie distincte réservée uniquement à cette fin. En évitant d’installer des ventilateurs dans la voie d’entrée, on contribue à réduire la charge thermique dans la mine. Les ventilateurs peuvent être installés au niveau du puits d’extraction dans un caisson étanche et fonctionner en mode soufflant ou en mode aspirant. Toutefois, si le puits sert également au transport des mineurs, du matériel ou des matériaux, il existe un risque de fuites d’air.

On utilise des systèmes en tandem avec ventilateurs d’entrée et ventilateurs de retour fonctionnant en parallèle afin de réduire la pression maximale dans le réseau ou d’assurer un très faible différentiel de pression entre les quartiers d’extraction et la surface. Ce type d’installation convient aux exploitations par foudroyage où l’on veut éviter les fuites dans la zone foudroyée. Aussi minimes que les fuites d’air puissent être dans une zone foudroyée, s’il existe un différentiel de pression important, ces fuites peuvent susciter des problèmes de chaleur, de rayonnement ou d’oxydation dans les chantiers.

En raison de l’espace réduit au fond, les ventilateurs auxiliaires souterrains sont majoritairement de type axial; ils servent à augmenter le débit dans les parties plus profondes ou plus éloignées de la mine. Leur utilisation n’est pas sans inconvénients, s’agissant principalement de la possibilité d’une recirculation entre le retour et l’entrée d’air. En ne fournissant qu’un faible débit seulement où cela est nécessaire, ces ventilateurs peuvent contribuer à diminuer la résistance que doivent vaincre les ventilateurs principaux desservant l’ensemble de la mine et, par conséquent, la puissance totale requise pour les besoins de l’aérage.

Une ventilation secondaire est nécessaire pour les aménagements qui ne permettent pas de circuit de ventilation avec courant d’air principal, par exemple pour les extrémités de travaux préparatoires. Quatre types de ventilation secondaire sont possibles, chacun avec ses avantages et ses inconvénients.

Le système de soufflage fournit à la taille de l’air frais et permet l’utilisation de conduits flexibles, moins coûteux. Le débit élevé à la sortie du conduit crée un jet d’air à effet d’entraînement sur l’air ambiant, contribuant à chasser les polluants du front de taille tout en maintenant une vitesse acceptable. Il a cependant comme principal inconvénient de ventiler le reste du front de galerie avec de l’air contaminé par les gaz et les poussières produits au front, ce qui n’est pas sans poser problème, particulièrement après les tirs qui exigent un temps de retour plus long.

Le système d’aspiration permet d’évacuer tous les polluants de la taille; le reste du chantier est dans le courant d’air d’entrée. Par contre, la vapeur et la chaleur dégagées par la roche environnante élèvent la température de l’air parvenant à la taille; les travaux au front de taille, par exemple l’abattage de roche à l’aide d’équipements à moteur diesel, contaminent l’air aspiré; aucun courant d’air ne vient balayer le front de taille et l’on doit utiliser des conduits plus coûteux conçus pour supporter des pressions négatives.

On peut aérer les tailles par une ventilation localisée ; le courant d’air est fourni par un petit ventilateur. En plus de son coût supplémentaire, cette installation doit être déplacée au fur et à mesure de l’avancement du front de taille.

Le système réversible fonctionne en soufflage, sauf durant les tirs à l’explosif et la période de retour consécutive, où le courant d’air doit être inversé. Ce système est principalement utilisé dans le fonçage des puits, où l’emploi d’un système de soufflage seulement nécessiterait des temps de retour très longs dans le cas des puits de grande profondeur. L’inversion du courant d’air peut être obtenue soit par réglage des registres montés à l’entrée et à la sortie du ventilateur, soit par mise à profit d’une des caractéristiques des ventilateurs axiaux, qui consiste à changer le sens de rotation des pales pour obtenir un débit inversé correspondant à 60% environ du débit normal.

L’aérage secondaire se fait presque exclusivement au moyen de ventilateurs axiaux. Pour obtenir les pressions élevées nécessaires à la circulation de l’air dans de longs conduits, on peut utiliser plusieurs ventilateurs dont les aubes tournent en sens contraire ou dans le même sens. Les fuites constituent la principale préoccupation dans le cas des ventilateurs et des conduits des installations auxiliaires, particulièrement sur les grandes distances. Les conduits rigides en acier galvanisé ou en fibres de verre présentent, à condition qu’ils soient munis de garnitures étanches, un taux de fuite acceptable et conviennent aux galeries d’avancement de quelques kilomètres.

Les conduits flexibles coûtent beaucoup moins cher et sont faciles à mettre en place; toutefois, l’étanchéité toute relative des accouplements et les dommages causés par les engins mobiles de chantier entraînent des pertes d’air beaucoup plus élevées. Des considérations d’ordre pratique font que les conduits flexibles sont rarement utilisés pour des longueurs supérieures à 1 km, même s’il est possible d’en utiliser de plus longs et de prévoir des dégagements suffisants entre les conduits et les engins mobiles.

Pour fournir de l’air aux chantiers en activité, on utilise aussi bien un système d’aérage en boucle qu’un système avec ventilateur auxiliaire. Des dispositifs de régulation permettent de distribuer l’air aux postes de travail et de réduire les risques de court-circuit du courant d’aérage ou de perte d’air entre l’entrée et le retour d’air.

On se sert de cloisons pour arrêter l’air dans une galerie. Ces cloisons d’aérage sont faites de matériaux différents selon le différentiel de pression et le degré d’exposition aux ondes de choc provoquées par les tirs de mines. Des toiles fixées au rocher conviennent aux applications en basse pression, par exemple pour séparer les voies d’entrée et les voies de retour dans un chantier d’extraction par chambres et piliers où l’abattage est effectué au moyen d’un mineur continu. Des cloisons de bois et de béton sont utilisées pour les pressions élevées; elles peuvent comporter un clapet en caoutchouc dont l’ouverture permet de minimiser les éventuels dommages causés par les tirs.

Une porte d’aérage devrait être installée aux passages de personnes ou de véhicules. Le choix des matériaux de construction, du mécanisme d’ouverture et du degré d’automatisation est fonction du différentiel de pression et de la fréquence d’ouverture et de fermeture des portes. Pour les installations à pression élevée, on pourra installer deux, voire trois portes, afin de créer des sas et de réduire les fuites et les pertes d’air. Les sas comportent habituellement une petite fenêtre coulissante qui doit d’abord être ouverte afin de permettre l’équilibrage de la pression des deux côtés de la porte à ouvrir.

Un régulateur est utilisé lorsqu’il faut simplement réduire le débit d’air plutôt que de le couper complètement et, également, dans les cas où un accès n’est pas nécessaire. Il s’agit d’un orifice de section variable permettant de modifier le débit d’air. Le modèle le plus simple est une guillotine: un bâti de béton supporte des profilés dans lequel coulissent des planches de bois. D’autres types, par exemple les louvres pivotants, peuvent être commandés à distance. Aux étages supérieurs de certaines exploitations par chambres vides, on peut devoir passer occasionnellement par un régulateur; on y parvient en installant des panneaux souples raidis horizontalement qu’il suffit simplement de lever et d’abaisser pour passer et qui permettent aussi de limiter les dommages causés par les tirs. On a même édifié des tas de roche abattue pour augmenter la résistance à l’écoulement de l’air dans des tronçons où l’extraction minière est temporairement interrompue.

L’installation du premier système de refroidissement dans une mine remonte à 1919 et a été effectuée à Morro Velho, au Brésil. Depuis cette date, on a observé dans le monde une croissance quasi linéaire de près de 3 mégawatts (MW) par année de la puissance de refroidissement installée, qui avait atteint 100 MW environ en 1965. A partir de cette année, cette croissance a pris une allure exponentielle, doublant tous les six ou sept ans. Elle est évidemment liée aux progrès de l’industrie du froid, mais est également sujette aux difficultés que présente l’exploitation dynamique des mines, où l’encrassement des surfaces d’échange thermique peut avoir une profonde influence sur le degré de refroidissement fourni.

Au début, les centrales frigorifiques étaient installées en surface et refroidissaient l’air introduit dans la mine. L’augmentation des distances séparant les diverses parties d’une mine des installations frigorifiques de surface ayant eu pour conséquence de réduire l’efficacité du refroidissement, on a été amené à installer des machines frigorifiques au fond, à proximité des chantiers. Mais la capacité limitée de dissipation de la chaleur rejetée par les machines dans un environnement souterrain confiné, conjuguée avec la plus grande simplicité des installations de surface, a conduit à ramener les installations frigorifiques à l’extérieur. Il convient de noter que les mines ne reçoivent plus seulement de l’air extérieur refroidi, mais également de l’eau refroidie; cette eau peut alimenter les installations de refroidissement du fond, tout comme elle peut servir à la foration humide et à la lutte contre les poussières.

Le refroidissement des mines fait appel exclusivement à des systèmes frigorifiques à compression de vapeurs, le compresseur constituant l’élément principal de l’installation de surface. La capacité frigorifique d’une machine peut varier entre 5 MW et plus de 100 MW. Chacune comporte généralement plusieurs compresseurs, de types centrifuge ou volumétrique à vis. Le fluide frigorigène utilisé pour les installations de surface est généralement de l’ammoniac; pour les installations au fond, on emploie un hydrocarbure halogéné.

La chaleur requise pour condenser le réfrigérant après l’avoir comprimé est rejetée dans l’atmosphère; elle est maintenue au niveau le plus bas possible afin de limiter la puissance requise pour le refroidissement de la mine. Comme la température au thermomètre humide est toujours égale ou inférieure à celle du thermomètre sec, on choisit systématiquement des systèmes de rejet de chaleur humide. Le réfrigérant peut être condensé dans un échangeur de chaleur en utilisant de l’eau; la chaleur extraite est ensuite rejetée dans l’atmosphère en passant dans une tour de refroidissement. On peut aussi utiliser un condenseur par évaporation où le réfrigérant circule dans des tubes au-dessus desquels de l’air est aspiré et de l’eau pulvérisée. S’il s’agit d’une installation frigorifique souterraine, on se sert de l’air évacué de la mine pour le rejet de chaleur, sauf si l’eau de condensation est pompée à la surface. Le fonctionnement d’une installation frigorifique dans une mine est limité par la quantité réduite d’air disponible et par la température au thermomètre humide plus élevée, par rapport aux conditions rencontrées en surface.

Après passage du réfrigérant condensé dans un détendeur, l’évaporation du mélange basse température de liquide et de gaz s’achève dans un autre échangeur thermique qui produit de l’eau refroidie. Celle-ci est utilisée pour refroidir l’air d’entrée et sert également d’eau froide de service pour les opérations de la mine. Le contact entre l’eau, le courant d’aérage et la mine a pour effet de réduire la qualité de l’eau et d’augmenter l’encrassement de l’échangeur thermique, d’où une résistance plus élevée à la circulation de la chaleur. Pour atténuer cet effet, on choisira si possible un équipement qui présente, côté eau, de grandes surfaces faciles à nettoyer. Dans les installations du fond comme dans celles qui sont situées à ciel ouvert, les chambres de pulvérisation et les tours de refroidissement permettent d’assurer un échange thermique direct plus efficace entre l’air à refroidir et l’eau froide. Les serpentins dans lesquels circule l’eau servant à refroidir l’air s’encrassent par l’action des poussières et des particules des gaz d’échappement des moteurs diesel, d’où une diminution rapide de leur efficacité.

Des systèmes de récupération d’énergie permettent de compenser le coût du pompage de l’eau hors de la mine, assuré par des turbines Pelton. L’utilisation d’eau froide comme eau de service permet de refroidir tous les sites d’activités minières; elle a contribué à améliorer de façon notable l’efficacité des systèmes de refroidissement des mines.

Chaque litre d’eau refroidie fournie à la mine par seconde a une capacité de refroidissement de 100 à 120 kilowatts (kW). Dans les mines souterraines profondes présentant une grande charge de refroidissement, particulièrement à 2 500 m et plus, le coût associé à la circulation de l’eau refroidie peut justifier son remplacement par de la glace. Si l’on prend en compte la chaleur latente de fusion de la glace, la capacité de refroidissement de chaque litre/s est multipliée par quatre environ, ce qui réduit la quantité d’eau qui doit être pompée du fond de la mine à la surface. La réduction de la puissance de pompage résultant de l’utilisation de la glace compense la puissance supplémentaire exigée par l’installation frigorifique pour produire la glace et l’impossibilité pratique de récupérer l’énergie.

Dans une mine, les travaux préparatoires constituent habituellement l’activité qui présente l’apport calorifique le plus important par rapport au débit d’aérage disponible. Les températures dans les chantiers sont donc sensiblement plus élevées que celles associées aux autres activités. Lorsque le recours au refroidissement constitue un cas limite, l’utilisation sur place de machines frigorifiques destinées à assurer le refroidissement des seuls travaux préparatoires peut permettre de reporter la mise en place d’une installation générale. Une batterie de refroidissement locale est essentiellement une installation frigorifique miniature souterraine qui rejette la chaleur dans le retour d’air des travaux préparatoires. Ces machines ont habituellement une puissance frigorifique de 250 à 500 kW.

Un monitorage de l’aérage comprenant des mesures des débits d’aérage, des concentrations de polluants et des températures est effectué à intervalles réguliers afin de satisfaire aux exigences réglementaires et de s’assurer de l’efficacité des méthodes d’aérage. Lorsque la chose est possible, des paramètres importants comme le fonctionnement du ventilateur principal font l’objet d’un contrôle permanent. Un certain degré d’automatisation peut être intégré au monitorage continu des polluants critiques. Si les limites tolérables sont dépassées, des mesures correctives sont mises en œuvre.

A intervalles moins rapprochés, des contrôles plus poussés de la pression barométrique et de la température sont effectués. Ils permettent, entre autres choses, de vérifier la résistance aérodynamique des voies d’aérage et de planifier l’avancement des chantiers. On peut utiliser les informations recueillies pour ajuster les valeurs de résistance adoptées dans les calculs de simulation du réseau et déterminer la répartition effective des débits d’aérage. En modélisant les systèmes de refroidissement et en analysant les mesures de débit et de température, il est possible d’évaluer la performance réelle des installations et de contrôler les changements intervenus.

Les feux et incendies dans les mines, les dégagements instantanés de gaz et les pannes d’énergie sont des situations d’urgence qui peuvent affecter le système d’aérage et être, à leur tour, influencées par ce dernier. Les feux et incendies et les explosions sont traités plus loin à l’article «Les feux et incendies et les explosions dans les mines»; quant aux pannes d’énergie, elles ne posent problème que dans les mines profondes, où les températures peuvent atteindre des niveaux dangereux.

On utilise habituellement des ventilateurs de secours entraînés par moteur diesel pour maintenir un certain débit d’aérage dans la mine durant les pannes d’énergie. En cas de feux ou d’incendie souterrains, il est préférable de ne pas modifier l’aérage tant que se trouvent au fond des personnes qui connaissent bien la configuration normale du réseau d’aérage.