BAB III Geoteknik Dan Peledakan Fix

7/31/2019 BAB III Geoteknik Dan Peledakan Fix

1/37

BAB III

GEOTEKNIK DAN PELEDAKAN

3.1 Kajian Geoteknik

Geoteknik adalah bidang kajian rekayasa kebumian yang berkonsentrasi pada aplikasi

teknologi teknik sipil untuk konstruksi yang melibatkan material alam yang terdapat pada atau

dekat permukaan bumi. Geoteknik tambang merupakan aplikasi dari rekayasa geoteknik pada

kegiatan tambang terbuka dan tambang bawah tanah. Aplikasi geoteknik melibatkan disiplin ilmu

Mekanika Tanah, Mekanika Batuan, Geologi, dan Hidrologi. Melalui geoteknik tambang

diharapkan rancangan suatu tambang baik tambang terbuka maupun tambang bawah tanah dapat

dilakukan analisis terhadap kestabilan yang terjadi karena proses penggalian dan atau penimbunan,

sehingga dapat memberikan kontribusi terhadap rancangan yang aman dan ekonomis.

Data geoteknik utama yang diperlukan untuk perancangan tambang bawah tanah meliputi :

- Kondisi geologi

- Kondisi hidrologi dan hidrogeologi

- Sifat fisik (bobot isi, berat jenis, kadar air, porositas, void ratio, batas Atterberg kadang-kadang

diperlukan untuk material tanah)- Sifat mekanik (kuat tekan uniaksial, parameter kekuatan geser (kuat geser, kohesi, sudut geser

dalam)

- Tegangan in situ (tegangan vertical, tegangan horizontal)

Parameter geoteknik di atas diperoleh melalui penyelidikan baik di lapangan maupun di

laboratorium (lihat Gambar 3.1).

III - 1


2/37

Gambar 3.1

Penyelidikan geoteknik untuk rancangan tambang bawah tanah

Tujuan utama program penyelidikan geoteknik tambang bawah tanah dalam suatu proyek

pertambangan adalah untuk:

- Memperoleh data kuantitatif kondisi geologi, hidrologi, hidrogeologi, sifat fisik, dan sifat

mekanik.

III - 2


3/37

- Mengetahui karakteristik massa batuan atau tanah sebagai dasar perancangan

penambangan.

- Menyusun suatu klasifikasi dari berbagai tipe urutan stratigrafi batuan, dan untuk mengkaji

stabilitas relatifnya di bawah tegangan terinduksi akibat penambangan.

- Mengembangkan rancangan lereng yang stabil untuk penambangan yang akan datang

berdasarkan analisis sensitivitas terhadap kondisi geoteknik dari strata.

Dalam kajian geoteknik metode rancangan berdasarkan analisi statistik, yaitu melalui

rancangan pendekatan empirik dari banyak pekerjaan serupa sebelumnya. Pendekatan empirik

yang paling baik ialah klasifikasi massa batuan, contohnya adalah Klasifikasi Rock Mass Rating.

Klasifikasi Rock Mass Rating (RMR = klasifikasi Geomekanika) dibuat pertama kali oleh

Bieniawski (1973). Sistem klasifikasi ini telah dimodifikasi beberapa kali, terakhir padatahun1989. Modifikasi selalu dengan data yang baru agar dapat digunakan untuk berbagai

kepentingan dan disesuaikan dengan standard internasional.

3.1.1. Uji Laboratorium

Data geoteknik diambil sejak dilakukan penelitian di lapangan maupun pada saaat pengujian

di laboraturium. Pengambilan data lapangan meliputi:

1. Pengukuran bidang diskontinuitas di lapangan. Data yang diperoleh:

a. Arah kemiringan (dip direction)

b. Kemiringan

2. Pengambilan conto batuan

a. Pengambilan conto batuan untuk uji sifat fisik maupun sifat mekanik

b. Pengambilan conto batuan pada vein untuk uji sifat kimia

c. Pengambilan conto tanah untuk uji sifat fisik tanah.

Dalam pembahasan mengenai kajian geoteknik diperlukan data secara kuantitatif. Data-data

secara kuantitatif tersebut didapatkan dari hasil pengujian laboratorium yang meliputi pengujian

laboratorium mekanika batuan. Selain itu diperlukan data diskontinuitas batuan untuk mengetahui

pembobotan massa batuannya.

III - 3


4/37

1. Pengujian Mekanika Batuan

Pengujian mekanika batuan dilakukan di Laboratorium Mekanika Batuan Program Studi

Teknik Pertambangan yang meliputi pengujian sifat fisik dan mekanik batuan.

a. Pengujian sifat fisik batuan

Pengujian sifat fisik hanya dilakukan pada 1 perconto batuan yang mana

diasumsikan batuan pada posisi vein. Hal ini dikarenakan vein merupakan zona lemah.

Hasil pengujian dapat dilihat pada Tabel 3.1

Tabel 3.1.

Hasil Pengujian Sifat Fisik Batuan

Sifat Fisik Breksi Andesit

Berat Asli (gr) 265.6

Berat Jenuh (gr) 276.1

Berat Tergantung (gr) 158.9

Berat Kering (gr) 258.9

Bobot Isi Asli (gr/cm3) 2.27

Bobot Isi Jenuh (gr/cm3) 2.36

Bobot Isi Kering (gr/cm3) 2.21

Apparent SG 2.21

True SG 2.59

Kadar Air Asli (%) 2.59

Kadar Air Jenuh (%) 6.64

Derajat Kejenuhan (%) 38.95

Porositas (%) 14.68

Void Ratio 0.17

b. Pengujian Sifat Mekanik Batuan

Pengujian sifat mekanik batuan dilakukan pada kondisi batuan foot wall, hanging

wall dan vein. Sample batuan diperoleh dari batuan yang tersingkap di lapangan. Hasil

pengujian sifat mekanik batuan dapat dilihat pada Tabel 3.2.

III - 4


5/37

Tabel 3.2.

Pengujian Sifat Mekanik Batuan

Sifat mekanika batuan Vein Hanging wall Foot wall

Kohesi (c) 0,42 Mpa 0,327 Mpa 0,493 Mpa

Sudut geser dalam() 38.08 43.78 37.16

Kuat tekan (c) 47.50 Mpa 41,25 Mpa 68,75 Mpa

Modulus young (E) 8,75 x 102 1,25 x 103 5,83 x 102

Poisson's ratio (v) 0.5 0.428 0.133

3.1.2. Analisa Kemantapan Terowongan

Dalam analisa kemantapan terowongan dalam hal ini digunakan metode pembobotanmasssa batuan. Pembobotan massa batuan yang digunakan adalah RMR (Rock Mass Rating) yang

digunakan oleh Bieniawski (1973). Metode ini dipilih karena merupakan metode yang sederhana

dan telah disesuaikan dengan standar internasional. Klasifikasi massa batuan Rock Mass Rating

menggunakan 6 parameter berikut ini :

1. Kuat tekan uniaksial dari material batuan

2. Rock quality design (RQD)

3. Spasi ketidak-menerusan

4. Kondisi rekahan, meliputi : kekasaran (rougness), lebar celah (aperture) dan ketebalan bahan

pemisah/pengisi celah (width filled/gouge), tingkat pelapukan (weathered) dan kemenerusan

kekar/terminasi (extension).

5. Kondisi air tanah

6. Orientasi ketidak-menerusan.

Analisa pembobotan massa batuan dengan sistem RMR didapat dari hasil analisa

laboratorium mekanika batuan dan data lapangan. Tabel pembobotan RMR dapat dilihat padaTabel 3.3.

Tabel 3.3.

Parameter Klasifikasi dan Pembobotannya dalam sistem RMR

III - 5


6/37

Parameter Selang Nilai

1

Kuattekan

batuanutuh

PLI (MPa) > 10 4 10 2 4 1 2Untuk kuat tekanrendah perlu UCS

UCS (MPa) > 250 100 250 50 100 25 50 5-25 1-5 2 0,6 2 0,2 0,6 0,06 0,2 < 0,06

Bobot 20 15 10 8 5

4

Kondisi diskontinuiti

Sangat kasar, tdkmenerus, tidakada pemisahan,

dinding batutidak lapuk

Agak kasar,pemisahan

1 mm,dinding agak

lapuk

Agak kasar,pemisahan

< 1 mm,dinding

sangat lapuk

Slickensided/tebal gouge 5 mm, ataupemisahan

>5mm, menerus

Bobot 30 25 20 10 0

5

Airtanahpadakekar

Aliran/10 mpanjang tunnel

(liter/menit)None < 10 10 25 25 125 > 125

Tek. Air padakekar/Maks tegutama (KPa)

0 < 0,1 0,1 0,2 0,2 0,5 > 0,5

Kondisi umum Kering Lembab Basah Menetes Mengalir

Bobot 15 10 7 4 0

Berikut ini adalah analisa parameter yang digunakan dalam klasifikasi massa batuan :

1. Kuat tekan batuan utuh

Dari hasil pengujian laboratorium didapatkan hasil kuat tekan uniaksial pada posisi vein,hanging walldanfoot walldari hasil tersebut dapat dilakukan pembobotan nilai RMR sesuai pada

Gambar 3.2. sehingga didapatkan hasil yang terlihat pada tabel 3.4.

III - 6


7/37

Gambar 3.2.

Grafik Pembobotan untuk Kekuatan Batuan Utuh

Tabel 3.4.

Nilai RMR pada parameter kuat tekan batuan utuh

PosisiNilai Kuat Tekan

(Mpa)Nilai RMR

Hanging wall 41,25 4,5

Foot wall 68,75 7

Vein 47,5 5,3

2. RQD (Rock Quality Designation)

Parameter dan pembobotan sistem RMR dapat dilihat pada Tabel 3.3. Sedang RQD (Rock

Quality Designation) adalah modifikasi persentase perolehan inti pemboran yang utuh dengan

panjang 100 mm atau lebih. Palmstrom (1982) mengusulkan jika tidak tersedia inti, maka RQD

dapat diperkirakan dari jumlah kekar-kekar (joints) per meter.

Nilai RQD (%) dihitung dengan rumus :

RQD (%) = 100 e-0.1(0,1+1)

III - 7


8/37

Dengan : = jumlah kekar per meter.

Gambar 3.3.

Grafik Pembobotan untuk RQD

Hasil pengukuran kekar dilapangan pada posisi vein, hanging walldanfoot walldengan

panjang scanline 1 meter dan menggunakan perhitungan nilai RQD maka dapat dilakukan

pembobotan nilai RMR sesuai pada Gambar 3.3 sehingga didapatkan hasil yang terlihat pada tabel

3.5.

Tabel 3.5.

Nilai RMR pada parameter RQD

PosisiJumlah kekar per meter

()

Nilai

RQDNilai RMR

Hanging wall 46 5,6 3,5

Foot wall 48 4,7 3,3

Vein 51 3,7 3,2

III - 8


9/37

3. Jarak diskontinuitas

Hasil pengukuran kekar dilapangan pada posisi vein, hanging walldan foot walldengan

panjang scanline 1 meter maka jarak diskontinuitas dapat dihitung dengan cara perbandingan

antara panjang scanline dengan jumlah kekar per scanline. Maka dapat dilakukan pembobotan nilaiRMR sesuai pada Tabel 3.3. sehingga didapatkan hasil yang terlihat pada tabel 3.6.

Tabel 3.6.

Nilai RMR pada parameter Jarak diskontinuitas

PosisiNilai jarak

diskontinuitas (mm)Nilai RMR

Hanging wall 22 5

Foot wall 21 5

Vein 20 5

4. Kondisi diskontinuitas

Hasil pengamatan kekar dilapangan dapat dianalisa kondisi rekahannya, secara keseluruhan

kondisi rekahannya memiliki permukaan agak kasar, tidak menerus, tidak ada pemisahan, dinding

batuan agak lapuk. Sehingga dari pengamatan tersebut didapatkan nilai pembobotan RMR yang

terdapat pada tabel 3.3. sebesar 25.

5. Kondisi air tanah pada kekar

Hasil pengamatan kekar dilapangan pada posisi vein, hanging wall dan foot wall dapatdianalisa kondisi air tanahnya, secara keseluruhan kondisi air tanahnya kering. Sehingga dari

pengamatan tersebut didapatkan nilai pembobotan RMR yang terdapat pada tabel 3.3. sebesar 15.

6. Orientasi Kekar

III - 9


10/37

Parameter orientasi kekar penggunaan dan penerapannya disesuaikan dengan penggunaan

RMR untuk rekayasa batuan yang terkait dengan terowongan. Arah umum kekar sebesar N 229o

E/54o dan dengan arah terowongan yang direncanakan N 22o E (lihat Gambar 3.2.),dari data

tersebut dianalisis efek orientasi jurus dan kemiringan kekar dalam terowongan adalah arah jurus

memotong sumbu terowongan, maju penggalian searah kemiringan, maka didapat katergori sangat

menguntungkan yang mana terlihat pada tabel 3.7

Gambar 3.4.

Hasil Analisa Kekar dengan Software Dips

Tabel 3.7.

Efek Orientasi Jurus & Kemiringan Kekar Dalam Terowongan

Arah jurus memotong sumbu terowonganArah jurus searah Kemiringan 0-

20

sumbu terowongan

tidakmemperhatikan

Maju searah kemiringanMaju berlawanan

kemiringan Kemiringan

45-90 20-4545-90

20-45 45-90 20-45

III - 10


11/37

Sangatmenguntungkan sedang

tidak sangat tidak Sedang

tidak

menguntungkan menguntungkan menguntungkan menguntungkan

Hasil dari analisa di atas maka didapatkan pembobotan untuk orientasi jurus dan

kemiringan untuk pembuatan terowongan didapatkan nilai = 0, seperti yang terlihat pada tabel 3.8.

Tabel 3.8.

Penyesuaian Pembobotan Orientasi Kekar Untuk Terowongan

Orientasi jurus &kemiringan

sangatmenguntungkan sedang

Tidak sangat tidak

menguntungkan Menguntungkanmenguntungka

n

pembobotan

Terowongan 0 -2 -5 -10 -12

Fondasi0 -2 -7 -15 -25

Lereng0 -2 -25 -50 -60

Hasil analisa kemantapan terowongan baik data yang diperoleh dari lapangan dan uji

laboratorium yang dihiting berdasarkan klasifikasi massa batuan Rock Mass Rating (RMR).

Sample batuan yang berasal dari daerah penelitian geoteknik didapat tiga jenis batuan berupa vein,

hangingwalldanfootwall. Selanjutnya masing-masing jenis batuan tersebut dilakukan pembobotan

untuk diklasifikasikan ke dalam jenisnya masing-masing. Di bawah ini ini disajikan hasil dari

pembobotan menurut Rock Mass Rating (RMR) dapat dilihat pada tabel 3.9.

Tabel 3.9.Hasil pembobotan dengan sistem RMR untuk batuan vein

III - 11

Parameter Pembobotan

1. Kekuatan batuan utuh 42.RQD (%) 3

3. Spasi rekahan 5

4. Kondisi rekahan 25

5. Kondisi air tanah 15

6. Orientasi kekar 0

RMR 52


12/37

Tabel 3.10.Hasil pembobotan dengan sistem RMR untuk batuan hangingwall


1. Kekuatan batuan utuh 4

2.RQD (%) 3

3. Spasi rekahan 5




RMR 52

Tabel 3.11.

Hasil pembobotan dengan sistem RMR untuk batuan footwall


1. Kekuatan batuan utuh 7

2.RQD (%) 3

3. Spasi rekahan 5


III - 12


13/37



RMR 55

Dari hasil total pembobotan RMR dapat dikelompokkan bahwa batuan padaHanging wall,

Foot wall, dan vein termasuk dalam kelas III (sedang) 41-60.

3.1.3. Penentuan Sistem Penyanggan untuk Main Haulage Level

3.1.3.1 Sistem Klasifikasi Rock Mass Rating (RMR)

a. Span, Stand Up Time dan Rekomendasi Penyanggaan.

Geomekanik berkaitan erat dengan penentuan sistem penyanggaan yang akan digunakan

setelah lubang bukaan bawah tanah selesai digali. Tujuan utama merancang penyangga pada

lubang bukaan di bawah tanah adalah untuk membantu massa batuan menyangga dirinya sendiri.

Perlunya penyangga dan sistem penyanggan dipengaruhi oleh kondisi geologi batuan, bentuk dan

ukuran bukaan serta metode dan prosedur penggalian. Massa batuan sebenarnya adalah diskontinu,

anisotrop dan heterogen serta mempunyai kelakuan mekanik yang sangat komplek.

Span tanpa penyanggan aktif adalah lebar terowongan atau jarak dari pemuka kerja sampai

penyangga jika lebih panjang dari pada lebar terowongan. Stand up time adalah periode waktu

dimana terowongan akan tetap bertahan tanpa penyanggan setelah penggalian.

1. Stand up time

Standup time terowongan yang berdasarkan klasifikasi massa bauan menurut RMR baik

pada bagian vein, hanggingwall, footwallmasuk dalam kelas III (sedang) sehinggastand up time

nya 20x103

jam terlihatpasda gambar 3.3.

III - 13


14/37

Gambar 3.3.

Hubungan Stand up time dan Span untuk Berbagai Massa Batuan Berdasarkan Klasifikasi

Geomekanika

2. Span

Span terowongan yang berdasarkan klasifikasi massa bauan menurut RMR baik padabagian vein, hanggingwall, footwall masuk dalam kelas III (sedang) sehingga span untuk

penyangga sendiri 2,8 meter danspan maksimum 15 meter yang terlihat pada gambar 3.3.

3. Rekomendasi penggalian dan penyanggan

Metode penggalian menggunakan pemboran dan peledakan maka pedoman untuk

penggalian dan penyanggan batuan terowongan berkaitan dengan system pembobotan klasifikasi

massa batuan RMR. Rekomendasi penggalian menggunakan pemboran dan peledakan dengan

lebar dan tinggi terowongan 1,5-3 meter, penyanggan dimulai setelah dilakukan peledakan dengan

jarak 10 meter dari muka terowongan. Rekomendasi penyanggan menggunakan baut batu (rock

bolt) diameter 20 mm dengan panjang 4 meter, spasi 1,5-2 meter di atap dan dinding terowongan

menggunakan wire mesh, menggunakan shotcrete 50-100 mm di atap terowongan dan 100 mm di

dinding terowongan.

Tabel 3.12.

Pedoman untuk Penggalian dan Penyanggan Batuan Terowongan Berkaitan dengan Sistem

Pembobotan Massa Batuan (RMR)

III - 14


15/37

3.1.3.2 Analisa Tegangan dan Regangan

Desain terowongan cross cut pada level 172 mdpl yang direncanakan adalah lebar: 2 meter

dan tinggi: 2 meter disesuaikan dengan dimensi alat, paritan dan saluran pipa untuk berbagai

fungsi. Desain terowongan cross cut pada level 152 mdpl yang direncanakan adalah lebar: 4 meter

dan tinggi: 4 meter disesuaikan dengan dimensi alat, puritan, saluran pipa dan tempat

penampungan ore (ore bin) untuk berbagai fungsi. Terowongan ini akan dianalisis menggunakansoftware Phase 2 untuk memperoleh harga 1 dan 3 agar dapat menentukan faktor keamanannya

(strenght factor).

III - 15


16/37

Gambar 3.4.

Strength factor dan trajektori perpindahan pada Cross Cut level 172 mdpl

Gambar 3.5.

Strength factor dan trajektori perpindahan pada Cross Cut level 152 mdpl

III - 16


17/37

Gambar 3.6.Strength factor dan trajektori perpindahan pada main shaft

3.1.4. Analisa Stabilitas Dinding Lombong (Stope)

Lombong merupakan lubang bukaan yang digunakan sebagai tempat pekerjaan

penambangan. Oleh karena itu, perlu adanya perhatian keamanan dan kestabilan lombong. Untuk

menentukan hal tersebut digunakan software Phase2 dengan mengkorelasikan nilai strength factor

pada hasil intepretasi data Phase2 dengan nilai faktor keamanan. Hasil analisa strength factor

lombong dapat dilihat pada gambar 3.7. dan gambar 3.8.

III - 17


18/37

Gambar 3.7

Strength factor dan trajektori perpindahan pada lombong level 152 mpdl

Gambar 3.8.

Strength factor dan trajektori perpindahan pada lombong level 172 mpdl

3.2 Rancangan Peledakan

Pembongkaran batuan dapat dilakukan baik secara manual, mekanis maupun dengan cara

pemboran dan peledakan. Cara pemboran dan peledakan dipilih jika batuan yang akan dibongkar

adalah sedemikian kuatnya atau jika diinginkan produksi pembongkaran yang besar. Berdasarkan

hasil uji laboratorium mekanika batuan seperti yang terlihat pada table 3.2. pada perconto hanging

wall, foot walldan vein memiliki kuat tekan yang dimana dikaitkan dengan klasifikasi kekerasan

batuan menurut skala Fredrich Van Mohs ( 1882) masuk dalam klasifikasi batuan cukup lunak

yang memiliki skala mohs sebesar 3 - 4,5 seperti yang terlihat pada table 3.12.

Tabel 3.12.

Kekerasan dan Kekuatan Batuan

Klasifikasi Skala Mohs Kuat tekan batuan (MPa)

Sangat keras

Keras

+7

6 7

+ 200

120 200

Kekerasan sedang 4.5 6 60 120

III - 18


19/37

Cukup lunak 3 4.5 30 60

Lunak

Sangat lunak

2 3

1 2

10 30

-10

Analisa ini menyatakan bahwa batuan yang ada pada dasarnya dapat digali dengan alat

mekanis hanya saja dilakukannya kegiatan peledakan dalam hal ini dikarenakan alasan mengejar

target produksi,oleh karena itu kegiatan peledakan dilakukan.

3.2.1 Pola Pemboran dan Arah Peledakan

Pemboran merupakan kegiatan yang pertama kali dilakukan dalam suatu operasi peledakan

batuan. Kegiatan ini bertujuan untuk membuat sejumlah lubang ledak yang nantinya akan diisi

dengan sejumlah bahan peledak untuk diledakkan. Membuat lubang maju dalam tambang bawah

tanah atau tunnel perlu diciptakan suatu bidang bebas (free face) untuk kebutuhan peledakan.

Untuk menambahkan free face dibutuhkan Cut Hole. Cut Hole adalah suatu lubang buka yang

dibuat pada suatu face yang tidak mempunyaifree face seperti yang ada pada penambangan bawah

tanah berupa lubang bor sedalam kemajuan yang diperoleh. Selain digunakan untuk pembuatan

Cut Hole, pemboran juga dilakukan untuk pembuatan lubang tembak, lubang tembak ini diisi oleh

bahan peledak.Pola pemboran yang digunakan adalah Parallel Cut Hole. Metode ini mirip dengan Burn

Cut, yang mana pemboran dilakukan tegak lurus dengan permukaan terowongan, terdiri dari satu

atau lebih lubang kosong yang berdiameter besar, dikelilingi oleh lubang-lubang bor berdiameter

kecil yang berisi bahan peledak seperti yang terlihat pada gambar 3.7.

III - 19


20/37

Gambar 3.7

Penampang pemboran Parallel Cut Hole

Burden antara lubang lubang yang terisi dengan lubang kosong relatif kecil. Selanjutnya

lubang lubang ledak diatur dalam segi empat yang mengelilingi bukaan. Jumlah segi empat

dalam Cut Hole dibatasi oleh ketentuan batuan Burden dalam segi empat terakhir tidak melebihi

Burden dari lubang Stoping.

Arah peledakan untuk pembuatan crosscut seperti yang direncanakan yaitu mengikuti dip

direction dari vein sebesar N 22o E, sedangkan arah peledakan untuk pembuatan stoping

direncanakan berlawanan arah dari strike dari vein yaitu sebesar N 112o E.

3.2.2 Rancangan Teknik Peledakan

Metoda peledakan yang dipakai adalah metoda smooth blasting, yaitu merupakan salah

satu metoda dari contour blasting yang bertujuan untuk memperhalus batas terluar atau keliling

dari hasil peledakan. Smooth blasting telah dikembangkan dan diteliti di Swedia tahun 1950 dan

tahun 60-an. Aplikasi dari metoda ini, yaitu dapat dugunakan pada penggalian surface dan

underground. Metoda ini dimanfaatkan dalam countur blasting (dalam tambang bawah tanah

digunakan untuk meledakkan wall and roof holes) yang bertujuan untuk memperhalus permukaan

hasil peledakan. Dalam pelaksanaan metoda smooth blasting ini, untuk mendapatkan hasil yang

baik maka ratio S/B sebaiknya 0.8. Artinya burden sebaiknya lebih besar dari pada spasinya.

3.2.2.1 Dimensi Terowongan

Bentuk lubang bukaan crosscut yang digunakan adalah bentuk trapesium dengan dimensi

seperti yang terlihat pada gambar 3.1. lebar terowongan 4 meter, tinggi dinding 4 meter, tinggi roof0,5 meter. Adapun perhitungan luas lubang bukaan sebagai berikut :

L = L1 + L2

L = ( P x l ) + ( 0,5 x (jumlah panjang sisi yang sejajar) x tinggi)

III - 20


21/37

L = (4 x 4) + ( 0,5 x (3+4) x 0,5)

L = 16 + 1,75

L = 17.75 m2

Gambar 3.8

Dimensi Terowongan

III - 21


22/37

Volume batuan insitu yang akan dibongkar untuk development sebesar 10035,8216 m3.

Development tambang direncanakan akan selesai dalam jangka waktu 1 tahun, dan peledakan

dilakukan sebanyak 6 kali dalam seminggu, sehingga kemajuan dalam 1 kali peledakan dapat

dihitung dengan rumus sebagai berikut :

Kemajuan peledakan = (total volume/jumlah peledakan dalam setahun)/luas terowongan

= (10035,8216/300) / 17,75

= 1,8847 m

Maka dari kemajuan tersebut diharapkan kedalaman pemboran sebesar 1,8847/0,95= 1,9839 m.

3.2.2.2 Desain Cut Hole, Stoping Hole, Floor Hole, Wall Hole, danRoof Hole

Dimensi yang digunakan dalam perencanaan peledakan terowongan dapat diintruksikan

secara geometris pada gambar 3.9. yang terdiri atas Floor holes, Wall holes, Cut hole, Stoping holedan Roof holes. Dalam mendesain suatu peledakan (penentuan spasi dan burden), maka bagian-

bagian tersebut diatas harus diperhitungkan dengan baik yang mengacu pada besarnya diameter

Empty Hole yang berfungsi sebagai free face.

Gambar 3.9.

Desain Cut Hole, Stoping Hole, Floor Hole, Wall Hole, danRoof Hole

III - 22


23/37

Pemilihan diameter empty hole tergantung pada tingkat kemajuan terowongan yang

dinginkan. Semakin besar kemajuan terowongan yang dinginkan maka semakin besar diameter

empty hole yang diperlukan.

Desain untuk cut holes menggunakan tiga lubang kosong berukuran 75 mm dan untuk

lubang tembak berukuran 45 mm. Adapun perhitungan sebagai berikut :

Diameter lubang samaran

DH = dn

DH = 753 = 129,9038 mm = 0,1299038 m

Dimana :

DH = Diameter lubang samara (mm)D = Diameter lubang kosong (mm)

N = Jumlah lubang

Segi empat I adalah :

Burden maksimum

Bmax =1,7 DH

Bmax = 1,7 x 0,1299038 = 0,221 m

Burden praktis (B1)

B1 = 1,7 DH (H + )

B1 = (1,7 x 0,1299038) ((0,01 x 1,9839)+ 0,02)

= 0,1822 m

Ep = (H + ), drilling error

Dimana :

= Angular deviasi (m/m) yang ditetapkan 0,01 m/m

= Collaring error (m) yang ditetapkan 0,02 m

H=kedalaman lubang tembak, (m)

III - 23


24/37

Konsentrasi muatan (q)

q= (55( B/DH)1,5 x (B-DH/2) x (c / 0,4)) /PRP ANFO

q= (55x 0,045 x (0,1822 /0,1299038)1,5 x 0,1822 - 0,1299038/2) x (0,4/0,4))/1

q= 0,8558 kg/m

Dimana :

PRPANFO = weight strength relative terhadap ANFO = 100%

C = Rock constant = 0,4

Jarak Antar lubang ledak (V1)

V1 = 2 x B1

V1 = 2 x 0,1822 = 0.2576 m

Panjang lubang yang tidak diisi bahan peledak (ho)

ho= 10

= 10 x 0,045 = 0,45 m

Dimana :

: diameter lubang ledak (m)

Jumlah dodol yang diisi dalam lubang ledak :

n= (H-ho)/panjang dodol

n= (1,9839 0,45)/ 0,2

n= 7,66 = 8 batang dayagel permitted

Segi empat II adalah:

Perhitungan segi empat yang baru (W2)

Ep = (H + )

= (0,01x 1,9839) + 0,02 = 0,0398 m

W2 = 2x (B1 Ep)

W2 = 2 x (0,1822 0,0398) = 0,2013 m

III - 24


25/37

Burden maksimum

Bmax = 8,8 x 10-2 x (((B1- Ep)x q x PRPANFO)/(xc))

Bmax = 8,8 x 10-2 x (((0,1822 - 0,0398)x 0,8558 x 1)/(0,045x0,4))

= 0,2289 m

Burden praktis ( B2 )

B2 = Bmax Ep

= 0,2289 - 0,0398 = 0,1891 m

Jarak lubang ledak (V2)

V2 = 2 x (B2 + 1/2V1)V2= 2 x (0,1891 + 1/2(0,2576) = 0,3962 m


Ho= 10x 0,045 = 0,45 m

Panjang dodol yang diisi dalam lubang ledak


n= (1,9839 0,45)/0,2


Segi empat III adalah :

Perhitungan segi empat yang baru, lebar bukaan ( W3)

W3 = 2x (B2+ 1/2V1 Ep)

W3 = 2 x (0,1891 + 1/2(0,2576)-( 0,0398) = 0,3932 m

Burden maksimum

Bmax = 8,8 x 10-2 x ((W3 x q x PRPANFO)/(xc))

Bmax = 8,8 x 10-2 x ((0,3932 x 0,8558 x 1)/(0,045x0,4))

= 0,3805 m

III - 25


26/37


B3 = Bmax Ep

= 0,3805 - 0,0398 = 0,3406 m


V3 = 2 x (B3 + V2/2)

V3= 2 x (0,3406 + 0,3962 /2) = 0,7619 m


Ho= 10x 0,045 = 0,45 m



n= (1,9839 0,45)/ 0,2


Segi empat IV adalah :

Perhitungan segi empat yang baru, lebar bukaan baru ( W4)

W4 = 2x (B3+ V2/2 Ep)

W4 = 2 x (0,3406 + 0,3962 /2 - 0,0398) = 0,7056 m

Burden maksimum

Bmax = 8,8 x 10-2 x ((W4 x q x PRPANFO)/(xc))

Bmax = 8,8 x 10-2 x ((0,7056 x 0,8558 x 1)/(0,045x0,4))

= 0,3702 m


B4 = Bmax Ep

= 0,3702 - 0,0398= 0,3304 m

III - 26


27/37


V4 = 2 x (B4 + V3/2)

V4= 2 x (0,3304 + 0,7619 /2) = 1,0059 m


Ho= 10x 0,045 = 0,45 m



n= (1,9839 0,45)/0,2


Look out ( LO) = 0,1 + H (tan 3o)

= 0,1 + 1,9839 (tan 3o)

= 0,1988 m

Dimana :

H = Kedalaman lubang tembak (m)

LO= Look Out (m)

Perhitungan Lubang Lifter

Burden maximum

Bmax = 0,9 x ((q x PRPANFO)/(c x F(S/B))

Bmax = 0,9 x ((0,8558 x 1)/(0,45x1,45(1)))

= 0,9965m

Dimana :

C= koreksi konstanta batuan ( c+0,05 = 0,4 + 0,05 = 0,45)

F= Faktor fixasi (yang digunakan 1,45)

S= Spasi

B= Burden

(S/B = 1)

III - 27


28/37

Jumlah lubang ledak

N = ((Lebar terowongan + 2Hsin )/Bmax) + 2

N = ((4+ (2x1,9839 x sin 3o))/ 0,9965)+2 = 6,2 = 6 lubang

Spasi jarak lubang ledak (SL)

SL = ((Lebar terowongan + 2Hsin )/(N-1))

SL = ((4+ (2x1,9839 x sin 3o))/ (6-1)) = 0,8415 m

Spasi praktis (SLp)

SLp = SL H sin

= 0,8415 - (1,9839 x sin 3o )

= 0,7377 m

Burden Praktis (BL)

BL = Bmax - H sin - Ep

= 0,9965 - 1,9839 x sin 3o - 0,0398

= 0,853 m

Panjang dari Bottom Charge ( Hb)

Hb= 1,25 BL

= 1,25 x 0,853 = 1,0662 m

Panjang dari Coloumn charge (hc)

Hc= H- hb ho

= 1,9839 - 1,0662 0,45 = 0,4677 m

Jumlah panjang dodol yang digunakan untuk muatan column charge dengan ukuran bahan

peledak dayagel permitted 200mm

III - 28


29/37

Bottom charge = hb/panjang dodol

= 1,0662 /0,2 = 5 batang dayagel permitted

Column charge = Hc/ Panjang dodol

= 0,4677 / 0,2 = 2 batang dayagell permitted

Perhitungan lubang Kontur

Lubang kontur untuk Back

Jarak untuk Smooth blasting ( S)

S = k x d

= 15 x 0,045 =0,675 m

Dimana :

K = konstanta =15-16

S/B = 0,8

B = 0,675 /0,8 = 0,8438 m

Disebabkan oleh look out dan deviasi maka practical burden ( Br)

Br = B- H sin - Ep

= 0,8438 - 1,9839 x sin 3o - 0,0398

= 0,7002 m

Konsentrasi muatan untuk smooth blasting minimum adalah

q= 90 d2

= 90 x 0,0452 = 0,18225 kg

Burden maximum ( Bmax) adalah


Bmax = 0,9 x ((0,18225 x 1)/(0,45x1,2(0,8)))

III - 29


30/37

= 0,5846 m

Panjang roof= (2x 0,7071) + 3 = 4,4142 m

Jumlah lubang tembak ( N )

N = (panjang roof/jarak smooth blasting) + 2

N = (4,4142 / 0,675)+2 = 8,54 = 9 lubang

Panjang dari bottom charge (hb)

Hb= 1,25 x Br

= 1,25 x 0,7002 = 0,8752 m

Panjang dari column charge (hc)

Hc= H- hb- ho

= 1,9839 - 0,8752 0,45 = 0,6587 m







Lubang kontur untuk Rib

Jarak untuk Smooth blasting ( S)

S/B = 1,25 ; f= 1,2



III - 30


31/37

Bmax = 0,9 x ((0,18225 x 1)/(0,45x1,2(1,25)))

= 0,4677 m

Perhitungan untuk burden praktis ( Bw)

Bw = Bmax - Ep

= 0,4677 - 0,0398

= 0,4278 m

Perhitungan Spasi (S)

S/B = 1,25Bmax

S = 1,25 x 0,4677

= 0,5846 m

Untuk menentukan panjang dari rib, tinggi terowongan mempengaruhi, sehingga panjang

dari rib = tinggi terowongan Burden pada lifter Burden pada Roof

Panjang Rib terowongan = 4 0,853 - 0,7002 = 2,4469 m


N = (panjang rib terowongan/jarak spasi) + 2

N = (2,4469 / 0,5846 )+2 = 6,19 = 6 lubang

Spasi Praktis (Sw)

Sw= panjang yang ditempati di terowongan/(Jumlah lubang tembak 1)

Sw= 2,4469 / (6-1) = 0,4894 m


Hb= 1,25 x Bw

= 1,25 x 0,4278 = 0,5348 m


Hc= H- hb- ho

III - 31


32/37

= 1,9839 - 0,5348 0,45 = 0,9991 m







Perhitungan Lubang Stoping

Perhitungan untuk stoping horizontal dan keatas dipengaruhi oleh burden praktis pada

lubang kontur serta lebar dari bukaan horizontal pada cut holes. Burden praktis dari lubang

kontur Rib (Bw) = 0,4278 m dan lebar terowongan menjadi = 4 m. Sehingga panjang

tempat untuk lubang stoping horizontal dan ke atas adalah lebar terowongan sisi bukaan

pada burden segitiga keempat ( B) 2 kali burden praktis (Bw)

Panjang tempat untuk stoping = 4 - 0,3304 - (2x 0,4278) = 2,814 m



Bmax = 0,9 x ((0,8558 x 1)/(0,45x1,45(1,25)))

= 0,9219 m

Perhitungan untuk burden praktis ( BH)

BH = Bmax - Ep

= 0,9219 - 0,0398= 0,8821 m


S/B = 1,25Bmax

III - 32


33/37

S = 1,25 x 0,9219

= 1,1 m


N = (panjang Stoping terowongan/jarak spasi) + 2

N = (2,814 / 1,1)+2 = 4,55 = 5 lubang

Dikarenakan adanya satu lubang cut pada spasi stoping, maka lubang stoping dikurangi 1

jadi jumlah lubang stoping horizontal keatas adalah = 5-1 = 4

Spasi Praktis (Sw)


Sw= 2,814 / (5-1) = 0,7035 m


Hb= 1,25 x Sw

= 1,25 x 0,7035 = 0,8794 m


Hc= H- hb- ho

= 1,9839 - 0,8794 0,45 = 0,6545 m






III - 33


34/37


Perhitungan untuk stoping dari atas kebawah, dipengaruhi oleh burden praktis dari roof dan

burden praktis dari lifter. Burden praktis dari lifter ( BL) = 0,853 m dan burden praktis dari

roof ( Br) = 0,7002 m. Tempat yang dapat diisi lubang stoping kebawah = tinggi

terowongan BL BR

Tempat lubang stoping kebawah = 4- 0,853 - 0,7002 = 2,4469 m



Bmax = 0,9 x ((0,8558 x 1)/(0,45x1,2(1,25)))

= 1,0134 m

Perhitungan untuk burden praktis ( BD)

BD = Bmax - Ep

= 1,0134 - 0,0398 = 0,9736 m


S/B = 1,25 Bmax

S = 1,25 x 1,0134

= 1,2153 m


N = (panjang Stoping bawah terowongan/jarak spasi) + 2

N = (2,4469 / 1,2153)+2 = 4,01 = 4 lubang

Spasi Praktis (Sw)


Sw= 2,4469 / (4-1) = 0,8156 m


III - 34


35/37

Hb= 1,25 x Sw

= 1,25 x 0,8156 = 1,0195 m


Hc= H- hb- ho

= 1,9839 - 1,0195 0,45 = 0,5143 m







Dari perhitungan lubang Cut,lubang lifter,lubang kontur rib dan back,serta lubang stoping,

maka rancangan peledakan untuk kegiatan development dapat dilihat pada gambar . .

III - 35


36/37

Gambar

Rancangan peledakan

Rancangan peledakan yang terlihat pada gambar. Akan menghasilkan ukuran

fragmentasi, dimana fragmentasi ini merupakan salah satu petunjuk untuk dapat mengetahui

keberhasilan dari suatu peledakan. Berdasarkan Kuznetzov (1973) dan yang telah dimodifikasi

oleh cunningham (1983), ukuran fragmentasi batuan dapat dihitung dengan rumus:

X= A (V/Q)0,8 x Q0,17 x (E/115)-0,63

= 3,252 ( 33,45/28,28095)0,8 x 28,280950,17x (100/115)-0,63

= 7,169 cm

Dimana :X= Rata rata ukuran fragmentasi (cm)

A= Faktor batuan

V= Volume batuan yang tebongkar (m3)

Q= jumlah bahan peledak pada setiap lubang peledak (kg)

E= Relative weight strength bahan peledak,untuk ANFO = 100

Suatu operasi peledakan batuan akan mencapai hasil optimal apabila perlengkapan dan

peralatan yang dipakai sesuai dengan metode peledakan yang diterapkan.Dalam membicarakan

perlengkapan dan peralatan peledakan perlu hendaknya terlebih dahulu dibedakan pengertian

antara kedua hal tersebut. Peralatan peledakan (Blasting equipment) adalah alat-alat yang dapat

digunakan berulang kali, pada peledakan ini dikarenakan menggunakan metode nonel maka

peralatan berupa Shotgun. Sedangkan perlengkapan peledakan hanya dipergunakan dalam satu kali

proses peledakan atau tidak bisa digunakan berulang kali, adapun perlengkapan yang digunakan

seperti : pipa plastic nonel, detonator nonel, Connector, dayagel permitted.

III - 36


37/37

BAB III Geoteknik Dan Peledakan Fix

Documents

Transcript of BAB III Geoteknik Dan Peledakan Fix