BAB III
DASAR TEORI
3.1. Klasifilasi Massa Batuan
Klasifikasi massa batuan sangat berguna pada tahap studi kelayakan dan
desain awal suatu proyek tambang, dimana sangat sedikit informasi yang tersedia
tentang massa batuan dan tegangan serta karakteristik hidrogeologi massa batuan
tersebut. Namun klasifikasi massa batuan tidak dimaksudkan dan tidak dapat
menggantikan pekerjaan desain rinci, sebab untuk desain rinci diperlukan
informasi yang lebih lengkap lagi tentang tegangan insitu, sifat massa batuan dan
arah penggalian yang biasanya belum tersedia pada tahap awal proyek (Hoek, dkk,
1995). Secara sederhana klasifikasi ini digunakan sebagai sebuah check list untuk
memastikan apakah seluruh informasi penting mengenai massa batuan sudah
dimasukkan kedalam desain. Jika semua informasi ini telah tersedia, maka
klasifikasi massa batuan dapat dimodifikasi dan disesuaikan dengan kondisi
spesifik lapangan.
Dalam menggunakan klasifikasi massa batuan, sangat direkomendasikan
untuk tidak hanya menggunakan satu metode klasifikasi saja, tetapi juga
menggunakan metode klasifikasi lainnya yang dapat digunakan sebagai
pembanding atas hasil yang diperoleh dari tiap metode.
Menurut Bieniawski (1989), tujuan dari klasifikasi massa batuan adalah:
1. Menentukan parameter yang terpenting yang mempengaruhi perilaku massa
batuan
2. Membagi formasi massa batuan yang khusus ke dalam kelompok yang
mempunyai perilaku sama, yaitu kelas massa batuan dengan berbagai kualitas
3. Memberikan dasar untuk pengertian karakteristik dari tiap kelas massa batuan
4. Menghubungkan pengalaman dari kondisi massa batuan di suatu lokasi
dengan pengalaman yang ditemui di lokasi lain
5. Memberikan data kuantitatif dan pedoman untuk rancangan rekayasa
(engineering design)
20
6. Memberikan dasar umum untuk komunikasi diantara para insinyur dan
geologiwan
Sistem klasifikasi yang paling banyak dipakai pada proyek-proyek
tambang bawah tanah saat ini adalah Geomechanics Classification atau lebih
dikenal dengan Rock Mass Rating (RMR) system, dan Rock Tunneling Quality
Index (Q) system. Kedua sistem klasifikasi ini memakai parameter Rock Quality
Designation (RQD) yang diperkenalkan oleh Deere pada tahun 1964. Selain RMR
dan Q-system, menurut Palmstorm (2000) terdapat beberapa sistem klasifikasi
lainnya, seperti ditunjukkan pada Tabel 3.1
Tabel 3.1 Sistem Klasifikasi Massa Batuan ( Palmstrom, 2000)
NAME FORM AND TYPE MAIN APPLICATIONS REFERENCES
The Terzaghi Rock load Classification System
Descriptive and behaviouristic form functional type
Design steel support in tunnel Terzaghi, 1946
Lauffer’s Stand up time Classification
Descriptive form Functional type Input in tunneling design Lauffer,1958
The New Australian Tunneling Methode (NATM)
Descriptive and Behaviouristic form Tunneling Concept
For excavation and design in incompetent (overstress) ground
Rabcewicz, Muller and Pacher, 1958-64
Rock Classification for rock mechanical purposes
Descriptive form General type For input in rock mechanics Patching and
Coates, 1968
Unified Cklassification of soils and rocks
Descriptive Form General type
Based on particles and blocks for communications
Deere at al, 1969
The Rock Quality Designation
Numerical Form General type
Based on core logging, used in other classification system
Deere at al, 1967
The Size strength Classification
Numerical form Functional type
Based on rock strength and block diameter, used mainly in mine Franklin, 1975
The Rock Stucture Rating Classification
Numerical form Functional type
For design of (steel) support in tunnel
Wickham et al, 1972
The Rock Mass Rating Classification
Numerical form Functional type
For use in tunnel, mine and foundation design
Bieniawski, 1973
The Q Classification Numerical form Functional type
For Design of Support in Underground Excavation
Barton et al, 1974
The Typological Classification
Descriptive Form General type For use in communication Matula and
Holzer, 1978 The Unified Rock Classification System
Descriptive Form General type For use in communication Williamson,
1980 Basic Geotechnical Classification (BGC)
Descriptive Form General type For general use ISRM, 1981
Geological Strength Index (GSI)
Numerical form Functional type
For design of support in underground excavation Hoek, 1994
The Rock Mass Index (RMI) System
Numerical form Functional type
For general characterization, design of support, TBM progress
Palmstorm, 1995
21
3.1.1. Rock Mass Rating System
Rock Mass Rating System atau juga dikenal dengan Geomechanichs
Cclassification dikembangkan oleh Bieniawski pada tahun 1972-1973. Metode ini
dikembangkan selama bertahun-tahun seiring dengan berkembangnya studi kasus
yang tersedia dan disesuaikan dengan standar dan prosedur yang berlaku secara
internasional (Bieniawski, 1979).
Metode klasifikasi RMR merupakan metode yang sederhana dalam
penggunaannya, dan parameter-parameter yang digunakan dalam metode ini dapat
diperoleh baik dari data lubang bor maupun dari pemetaan struktur bawah tanah
(Gonzalez de Vallejo, 1983; Cameron-Clark & Budavari 1981; Nakao et al.,
1983). Metode ini dapat diaplikasikan dan disesuaikan untuk situasi yang
berbeda-beda seperti tambang batubara, tambang pada batuan kuat (hard rock),
kestabilan lereng, kestabilan pondasi, dan untuk kasus terowongan.
Dalam menerapkan sistem ini, massa batuan dibagi menjadi seksi-seksi
menurut struktur geologi dan masing-masing seksi diklasifikasikan secara terpisah.
Batas-batas seksi umumnya struktur geologi mayor seperti patahan atau
perubahan jenis batuan. Perubahan signifikan dalam spasi atau karakteristik
bidang diskontinu mungkin menyebabkan jenis massa batuan yang sama dibagi
juga menjadi seksi-seksi yang berbeda.
Dalam mengklasifikasikan massa batuan berdasarkan sistem Klasifikasi
RMR, Bieniawski menggunakan lima parameter utama, yaitu
a. Uniaxial Compressive Strength (UCS) batuan
b. Rock Quality Designation (RQD)
c. Joint spacing atau spasi bidang diskontinu
d. Kondisi bidang diskontinu
e. Kondisi dari ground water
Berikut ini sekilas penjelasan mengenai kelima parameter yang dipakai
dalam sistem klasifikasi RMR
a. Uniaxial Compressive Strength (UCS)
Uniaxial Compressive Strength (UCS) adalah kekuatan dari batuan utuh
(intact rock) yang diperoleh dari hasil uji UCS. Uji UCS menggunakan mesin
22
tekan untuk menekan sampel batuan dari satu arah (uniaxial). Nilai UCS
merupakan besar tekanan yang harus diberikan sehingga membuat batuan
pecah. Sedangkan point load index merupakan kekuatan batuan batuan lainnya
yang didapatkan dari uji point load. Jika UCS memberikan tekanan pada
permukaan sampel, pada uji point load, sampel ditekan pada satu titik. Untuk
sampel dengan ukuran 50 mm, Bieniawski mengusulkan hubungan antara nilai
point load strength index (Is) dengan UCS adalah UCS = 23 Is. Pada
umumnya satuan yang dipakai untuk UCS dan Is adalah MPa.
b. Rock Quality Designation (RQD)
RQD didefinisikan sebagai prosentase panjang core utuh yang lebih dari 10
cm terhadap panjang total core run. Diameter core yang dipakai dalam
pengukuran minimal 54.7 mm. Dan harus dibor dengan double-tube core
barrel. Perhitungan RQD mengabaikan mechanical fracture yaitu fracture
yang dibuat secara sengaja atau tidak selama kegiatan pengeboran atau
pengukuran (Hoek, dkk. 1995).
Menurut Deere (1967) prosedur pengukuran RQD adalah sebagai berikut:
Gambar 3.1 Prosedur pengukuran RQD (After Deere,1989)
23
Jika tidak ada core yang tersedia, maka nilai RQD dapat diperkirakan dengan
menggunakan persamaan Palmstrom (1982) RQD = 115 – 3,3 Jv, dimana Jv
adalah jumlah joint per satuan volume massa batuan. Jika S adalah joint
spacing dalam suatu joint set, maka Jv dapat ditentukan dengan persamaan
∑= S1vJ . Hubungan antara Jv dan RQD dapat dilihat dari grafik berikut ini:
Gambar 3.2 Grafik hubungan RQD dan Jv (Palmstrom,1982)
Kualitas batuan dapat diklasifikasikan berdasarkan nilai RQD nya. Tabel 3.2
memperlihatkan pengelompokan kualitas batuan berdasarkan nilai RQD.
24
Tabel 3.2 Hubungan RQD dan kualitas massa batuan (Deere,1967)
RQD (%) ROCK QUALITY
< 25 Very Poor
25-50 Poor
50-75 Fair
75-90 Good
90-100 Excellent
c. Joint Spacing
Spasi bidang diskontinu adalah jarak tegak lurus antara bidang-bidang
diskontinuitas yang mempunyai kesamaan arah (satu keluarga) yang berurutan
sepanjang garis pengukuran (scanline) yang dibuat sembarang.
Kramadibrata (2002) memberikan persamaan untuk menghitung spasi rata-
rata antar bidang diskontinuitas :
Gambar 3.3
Pengukuran Bidang Diskontinuiti dengan Metode Scanline (Kramadibrata, Suseno, 2002)
25
(i+1)
(i,i+1) (i,i+1) θi+θ
cos2
d =J (3-3)
scos cos( ) cos cos sin sin180, 180180, 18090
n s n s n
d n d
d n d
n d
θ α α β β β βα α αα α αβ β
= − +< = +> = −= −
dengan :
d(i,i+1) = jarak sebenarnya amtara 2 kekar yang berurutan dalam satu (m)
J(i,i+1) = jarak semu antara 2 kekar yang berurutan dalam satu set (m)
θ = sudut normal
αn = arah dip dari garis normal
αd = arah dip dari kekar (dalam gambar ditunjukkan dengan αf )
αs = arah dip dari scanline
βn = dip dari garis normal
βd = dip dari kekar (dalam gambar ditunjukkan dengan βf )
βs = sudut kemiringan scanline
Persamaan Kramadibrata diatas ini akan digunakan untuk menghitung nilai
RMR pada dinding crosscut dan drift yang telah di scanline. Hal ini sedikit
banyak akan mempengaruhi penilaian RMR pada core log (hasil pemboran inti)
d. Joint Condition
Ada beberapa parameter yang digunakan oleh Bieniawski dalam
memperkirakan kondisi permukaan bidang diskontinu. Parameter tersebut
adalah sebagai berikut:
Roughness
Roughness atau kekasaran permukaan bidang diskontinu merupakan
parameter yang penting untuk menentukan kondisi bidang diskontinu.
Suatu permukaan yang kasar akan dapat mencegah terjadinya pergeseran
antara kedua permukaan bidang diskontinu.
26
Tabel 3.3 Penggolongan dan pembobotan kekasaran menurut Bienawski (1976)
Kekasaran Permukaan Deskripsi Pembobotan
Sangat kasar (very rough)
Apabila diraba permukaan sangat tidak rata, membentuk
punggungan dengan sudut terhadap bidang datar mendekati
vertikal,
6
Kasar (rough)
Bergelombang, permukaan tidak rata, butiran pada permukaan
terlihat jelas, permukaan kekar terasa kasar.
5
Sedikit kasar (slightly rough)
Butiran permukaan terlihat jelas, dapat dibedakan, dan dapat
dirasakan apabila diraba 3
Halus (smooth) Permukaan rata dan terasa halus bila diraba 1
Licin berlapis (slikensided)
Permukaan terlihat mengkilap 0
Separation
Merupakan jarak antara kedua permukaan bidang diskontinu. Jarak ini
biasanya diisi oleh material lainya (filling material) atau bisa juga diisi
oleh air. Makin besar jarak ini, semakin lemah bidang diskontinu tersebut.
Continuity
Continuity merupakan kemenerusan dari sebuah bidang diskontinu, atau
juga merupakan panjang dari suatu bidang diskontinu.
Weathering
Weathering menunjukkan derajat kelapukan permukaan diskontinu.
Tabel 3.4
Tingkat pelapukan batuan (Bieniawski, 1976)
Klasifikasi Keterangan
Tidak terlapukkan
Tidak terlihat tanda-tanda pelapukan, batuan segar, butiran kristal terlihat jelas dan terang
Sedikit terlapukkan
Kekar terlihat berwarna atau kehitaman, biasanya terisi dengan lapisan tipis material pengisi. Tanda kehitaman biasanya akan nampak mulai dari permukaan sampai ke dalam batuan sejauh 20% dari spasi
27
Terlapukkan
Tanda kehitaman nampak pada permukaan batuan dan sebagian material batuan terdekomposisi. Tekstur asli batuan masih utuh namun mulai menujukkan butiran batuan mulai terdekomposisi menjadi tanah.
Sangat terlapukkan
Keseluruhan batuan mengalami perubahan warna atau kehitaman. Dilihat secara penampakan menyerupai tanah namun tekstur batuan masih utuh, namun butiran batuan telah terdekomposisi menjadi tanah
.
Infilling (gouge)
Filling atau material pengisi antara dua permukaan bidang diskontinu
mempengaruhi stabilitas bidang diskontinu dipengaruhi oleh ketebalan,
konsisten atau tidaknya dan sifat material pengisi tersebut. Filling yang
lebih tebal dan memiliki sifat mengembang bila terkena air dan berbutir
sangat halus akan menyebabkan bidang diskontinu menjadi lemah.
e. Kondisi Air Tanah
Debit aliran air tanah atau tekanan air tanah akan mempengaruhi kekuatan
massa batuan. Oleh sebab itu perlu diperhitungkan dalam klasifikasi massa
batuan. Pengamatan terhadap kondisi air tanah ini dapat dilakukan dengan
3 cara yaitu
• Inflow per 10 m tunnel length : menunjukkan banyak aliran air yang
teramati setiap 10 m panjang terowongan. Semakin banyak aliran air
mengalir maka nilai yang dihasilkan untuk RMR akan semakin kecil
• Joint Water Pressure : semakin besar nilai tekanan air yang terjebak
dalam kekar (bidang diskontinu) maka nilai yang dihasilkan untuk
RMR akan semakin kecil.
• General condition : mengamati atap dan dinding terowongan secara
visual sehingga secara umum dapat dinyatakan dengan keadaaan
umum dari opermukaan seperti kering, lembab, menetes atau mengalir.
Untuk penelitian ini, cara ketiga ini yang digunakan.
28
Tabel 3.5 Rock Mass Rating System
29
Pada Tabel RMR tersebut ditunjukkan bahwa parameter-parameter itu
mempunyai rating tertentu. Rating yang lebih tinggi menunjukkan kondisi massa
batuan yang lebih baik. Kondisi massa batuan dievaluasi untuk setiap set bidang
diskontinu yang ada (Bieniawski,1989). Dengan menjumlahkan semua rating dari
lima parameter pada bagian A Tabel, akan diperoleh nilai RMR dasar yang belum
memperhitungkan orientasi bidang diskontinu.
Pengaruh dari orientasi bidang diskontinu selanjutnya diperhitungkan
berdasarkan bagian B Tabel. Adjusment terhadap orientasi bidang diskontinu ini
dipisahkan dalam perhitungan nilai RMR karena pengaruh dari bidang diskontinu
tersebut tergantung pada aplikasi engineering-nya, seperti terowongan, chamber,
lereng atau fondasi (Edelbro, 2003). Arah umum dari bidang diskontinu berupa
strike dan dip, akan mempengaruhi kestabilan lubang bukaan. Hal ini ditentukan
oleh sumbu dari lubang bukaan tersebut, apakah tegak lurus strike atau sejajar
strike, penggalian lubang bukaan tersebut, apakah searah dip atau berlawanan arah
dengan dip dari bidang diskontinu.
RMR dapat digunakan sebagai panduan memilih penyangga terowongan,
seperti terlihat pada tabel. Panduan ini tergantung pada beberapa faktor seperti
kedalaman lubang bukaan dari permukaan, ukuran dan bentuk terowongan serta
metode penggalian yang dipakai (Bieniawski,1989)
Sedangkan untuk menentukan kestabilan lubang bukaan dapat ditentukan
melalui stand-up time dari nilai RMR menggunakan grafik span terhadap stand-
up time pada gambar 3.4 (Bieniawski 1989). Bieniawski (1976) mengembangkan
grafik ini berdasarkan konsep dasar stand-up time yang diperkenalkan oleh
Lauffer (1958). Keakuratan dari stand-up time ini menjadi diragukan karena nilai
stand-up time sangat dipengaruhi oleh metode penggalian, ketahanan terhadap
pelapukan (durability), dan kondisi tegangan in situ yang merupakan parameter-
parameter penting yang tidak tercakup dalam metode klasifikasi RMR. Oleh
karena itu, sebaiknya grafik ini digunakan hanya untuk tujuan perbandingan
semata.
30
Gambar 3.4
Grafik Hubungan Antara Span, Stand-Up Time, Dan RMR (after Bieniawski, 1989 & 1993)
Kelebihan dan kekurangan Klasifikasi RMR diberikan pada Tabel 3.4 dibawah ini:
Tabel 3.6 Kelebihan Dan Kelemahan Metode RMR Bieniawski (Swart, A. H., 2004)
Kelebihan Kelemahan
Telah dikenal dan digunakan secara luas. Sangat bergantung terhadap metode penggalian yang digunakan. Rekomendasi penyangga yang diberikan hanya berlaku untuk bentuk terowongan tapal kuda dengan span maksimum 10 m dan kedalaman maksimum 900 m.
Adanya faktor koreksi terhadap orientasi kekar.
Faktor koreksi terhadap orientasi kekar merupakan kategori yang kasar dan sulit ditentukan tanpa pengalaman yang luas. Pada kondisi terburuk, orientasi kekar tidak dipertimbangkan untuk mendapatkan pengaruh yang dominan pada perilaku massa batuan.
Adanya faktor koreksi terhadap pengaruh air tanah.
Dalam praktiknya, beberapa kondisi kekar tidak dapat digambarkan secara akurat
Kondisi kekar yang digambarkan meliputi kontinuitas, separasi, kekasaran, isian, dan alterasi kekar.
Nilai RQD ditentukan melalui persamaan yang diberikan oleh Palmström. Nilai RQD yang diberikan oleh persamaan ini bisa menghasilkan nilai yang lebih besar daripada nilai RQD yang dihitung secara aktual.
31
Kelebihan Kelemahan Mudah menggabungkan parameter-parameter yang diukur yaitu RQD dan jarak antar kekar untuk menjelaskan frekuensi kekar ataupun ukuran blok.
Metode RMR memperhitungkan frekuensi kekar dua kali, yaitu melalui RQD dan jarak antar kekar. Oleh karena itu, metode ini sangat sensitif terhadap perubahan dari spasi fraktur yang ada.
Kuat tekan uniaksial digunakan untuk menentukan kekuatan batuan intak. Nilai ini dapat dengan mudah ditentukan uji point load secara langsung dilapangan.
Tidak memperhitungkan pengaruh dari tegangan terinduksi dalam perkiraan kestabilan lubang bukaan.
Metode RMR dikembangkan dari latar belakang teknik sipil yang berbeda dengan penggalian berbentuk lombong-lombong. Metode RMR sangat tidak sensitif terhadap kuat tekan batuan intak yang merupakan parameter penting dalam perilaku teknik dari massa batuan tertentu (Pells, 2000). Metode RMR tidak dapat membedakan perbedaan grade dari material batuan yang dihadapi dengan baik (Pells, 2000). Keakuratan dari nilai stand-up time yang diberikan oleh Bieniawski diragukan sejak nilai ini sangat bergantung terhadap metode penggalian yang digunakan, durability dan tegangan in situ yang merupakan parameter penting yang tidak tercakup dalam metode RMR. Oleh karena itu, grafik tersebut hanya digunakan untuk kepentingan perbandingan semata.
Parameter-parameter penting dari massa batuan dapat ditentukan dari nilai RMR.
Tidak memperhitungkan laju pada saat batuan segar melapuk ketika tersingkap ke permukaan.
3.1.2. Rock Mass Quality (Q) System
Rock Mass Quality (Q) System atau disebut juga sebagai Tunneling
Quality Index pertama kali diusulkan oleh Barton, Lien dan Lunde pada tahun
1974 di Norwegian Geotechnical Institute (NGI) sehingga disebut juga NGI
Classification System. Q-System sebagai salah satu dari klasifikasi massa batuan
dibuat berdasarkan studi kasus dilebih dari 200 kasus tunneling dan caverns.
32
Q-system merupakan fungsi dari enam parameter yang dinyatakan dengan
persamaan berikut:
SRFJw
JaJr
JnRQD Q ××=
dimana,
RQD : Rock Quality Designation
Jn : Joint set number
Jr : Joint roughness number
Ja : Joint alteration number
Jw : Joint water reduction factor
SRF : Stress Reduction Factor
Dalam menjelaskan keenam parameter yang dipakai untuk menghitung Q,
Barton (1974) membagi enam parameter tersebut menjadi tiga bagian:
• RQD/Jn merepresentasikan struktur dari massa batuan, menunjukkan
ukuran blok batuan.
• Jr/Ja menunjukkan kekasaran (roughness) dan karakteristik geser dari
permukaan bidang diskontinu atau filling material dari bidang
diskontinu tersebut. Suatu bidang diskontinu dengan permukaan yang
kasar dan tidak mengalami alterasi dan mengalami kontak dengan
permukaan bidang lainnya, akan mempunyai kuat geser yang tinggi
dan menguntungkan untuk kestabilan lubang bukaan. Adanya lapisan
mineral clay pada permukaan kontak antara kedua bidang diskontinu
tersebut, akan mengurangi kuat geser secara signifikan. Selanjutnya
kontak antar permukaan bidang diskontinu yang mengalami
pergeseran juga akan mempertinggi potensi failure pada lubang
bukaan. Dengan kata lain Jr/Ja menunjukkan shear strength atau kuat
geser antar blok batuan.
• Jw/SRF terdiri dari dua parameter stress. Parameter Jw adalah ukuran
tekanan air yang dapat mempengaruhi kuat geser dari bidang
diskontinu. Sedangkan parameter SRF dapat dianggap sebagai
33
parameter total stress yang dipengaruhi oleh letak dari lubang bukaan
yang dapat mereduksi kekuatan massa batuan. Secara empiris Jw/SRF
mewakili active stress yang dialami batuan.
Menurut Barton, dkk parameter Jn, Jr dan Ja memiliki peranan yang lebih
penting dibandingkan pengaruh orientasi bidang diskontinu. Oleh karena itu
dalam Q-system tidak terdapat parameter adjustment terhadap orientasi bidang
diskontinu.
Nilai Q yang didapat dihubungkan dengan kebutuhan penyanggan
terowongan dengan menetapkan dimensi ekivalen (equivalent dimension) dari
galian. Dimensi ekivalen merupakan fungsi dari ukuran dan kegunaan dari galian,
didapat dengan membagi span, diameter atau tinggi dinding galian dengan harga
yang disebut Excavation Support Ratio (ESR).
Span atau tinggi (m)
Dimensi Ekivalen =
ESR
Tabel 3.7 Nilai ESR Untuk Berbagai Lubang Bukaan
Excavation Category ESR
A Temporary mine openings 3 – 5
B Permanent mine openings, water tunnels for hydropower
(Excluding high pressure penstocks), pilot tunnels, drifts, and
headings for large excavations
1.6
C Storage rooms, water treatment plants, minor road and railway
tunnels, surge chambers, access tunnels
1.3
D Power stations, major road and railway tunnels, civil defence
chambers, portal intersections
1
E Underground nuclear power stations, railway stations, sports and
public facilities, factories
0.8
34
Hutchinson dan Diederichs (1996) memperkenalkan grafik hubungan antara nilai
Q dan span maksimum untuk berbagai macam nilai ESR
Gambar 3.5 Grafik Hubungan Antara Nilai Q, Maksimum Span, Dan Nilai ESR
Barton et al. (1980) memberikan informasi tambahan terhadap panjang rockbolt,
span maksimum, dan tekanan penyangga atap untuk melengkapi rekomendasi
penyangga pada publikasi yang diterbitkan tahun 1974.
Panjang L dari rockbolt ditentukan dari lebar penggalian (B) dan dari nilai
ESR melalui persamaan: 2 + 0,15B L =
ESR
Span maksimum yang tidak disangga dapat dihitung dengan persamaan:
Span maksimum (Tidak disangga) = 2 ESR Q0,4
Grimstad dan Barton (1993) memberikan hubungan antara nilai Q dengan tekanan
penyangga atap permanen Proof melalui persamaan:
2(√Jn)Q-1/3
Proof = 3 Jr
35
Rekomendasi penyangga ditentukan melalui grafik yang di berikan oleh Grimstad
dan Barton (1993) seperti yang ditunjukkan oleh gambar 3.6
Gambar 3.6 Grafik Penentuan Rekomendasi Penyangga Berdasarkan Q-System
(After Grimstad & Barton, 1993)
Kelebihan dan kelemahan dari metode Q-System diberikan pada tabel 3.8
Tabel 3.8
Kelebihan Dan Kelemahan Metode Q-System (Swart, A. H., 2004)
Kelebihan Kelemahan Telah dikenal dan digunakan secara luas. Berdasarkan persepsi dari Afrika Selatan,
metode ini hanya berlaku untuk klasifikasi massa batuan untuk terowongan semata.
Telah terbukti konsisten selama lebih dari 20 tahun dimana sistem dasarnya tidak berubah
Sulit untuk menggunakannya karena banyaknya tabel klasifikasi. Namun sistem ini sangat mudah digunakan jika sudah terbiasa menggunakannya.
Deskripsi terhadap indeks untuk setiap parameter yang berbeda sangat terinci. Dalam penerapannya, Q-System berfokus pada parameter-parameter yang seringkali dilupakan pada saat tahap penyelidikan lapangan.
Pengaruh dari arah kekar tidak dipertimbangkan. Dalam kasus lombong-lombong dengan span yang lebih besar dari terowongan, arah dari kekar sangat mempengaruhi kestabilan dari panel. Pada beberapa kasus, arah penggalian diubah karena pengaruh dari arah set kekar mayornya.
36
Kelebihan Kelemahan Mempertimbangkan pengaruh dari tegangan induksi yang diakibatkan oleh penggalian terhadap kestabilan galian.
Karena adanya pertimbangan akan pengaruh tegangan terinduksi pada metode ini, maka harus dipastikan bahwa tidak ada koreksi lanjut terhadap parameter ini.
Joint roughness dan joint alteration dianalisis secara terpisah.
Meskipun memberikan deskripsi yang rinci untuk joint roughness dan isian kekar, Q-System tidak memperhitungkan kemenerusan kekar dan separasi dari kekar. Parameter-parameter ini dapat memberikan pengaruh yang besar terhadap kekuatan dari kekar-kekar.
Memperhitungkan pengaruh dari air tanah Q-System mempertimbangkan kondisi dari permukaan kekar sebagai parameter penting, akibatnya massa batuan yang memiliki kekar dengan kekuatan yang rendah diklasifikasikan sebagai massa batuan yang lemah. Pada kenyataannya, permukaan kekar hanya akan mempengaruhi kekuatan massa batuan jika arah dari kekar sangat tidak menguntungkan terhadap arah penggalian. Karena Q-System tidak mempertimbangkan arah dari bidang diskontinu, maka metode ini tidak memberikan indikasi yang tepat terhadap perilaku massa batuan disekeliling tambang. Q-System memperkirakan desain penyangga untuk terowongan pada kedalaman dangkal secara non-konservatif (Pells, 2000).
Dapat memperkirakan deformability dari massa batuan dengan mengkonversikan nilai Q ke RMR.
Q-System dikembangkan dari latar belakang teknik sipil sehingga konservatif untuk kasus lombong.
3.1.3. Q System dan hubungannya dengan RMR System
Beberapa ahli telah melakukan penelitian untuk mengetahui korelasi
antara dua sistem klasifikasi RMR dan Q system. Korelasi ini dikembangkan di
lokasi yang bermacam-macam dengan karakteristik batuan yang berbeda-beda.
Oleh karena itu hasil yang didapat juga berbeda-beda.
Pada tabel 3.9 terdapat beberapa korelasi antara RMR dan Q serta ahli
yang mengusulkannya dan daerah tempat korelasi tersebut diturunkan.
37
Tabel 3.9 Korelasi antara Geomechanics Classification (RMR) dengan Q Classification System (Choquet and Hadjigeorgiou,1993)
CORRELATION AUTHOR, YEAR ORIGIN COMMENTS
RMR = 13.5 log Q + 43 - New Zealand Tunnels
RMR = 9 ln Q + 44 Bieniawski, 1976 Diverse origin Tunnels
RMR = 12.5 log Q + 55.2 - Spain Tunnels
RMR = 5 ln Q + 60.8 Cameron, 1981 S. Africa Tunnels
RMR = 5.9 ln Q + 43
Rutledge & Preston,
1978
- -
RMR = 43.89 - 9.19 ln Q - Spain Mining soft rock
RMR = 10.5 ln Q + 41.8 Abad, 1984 Spain Mining soft rock
RMR = 12.11 log Q + 50.81 - Canada Mining hard rock
RMR = 5.4 ln Q + 55.2 Moreno, 1980 - -
RMR = 8.7 ln Q + 38 - Canada Tunnels, sedimentary
rock
RMR = 10 ln Q + 39 - Canada Mining hard rock
Perbandingan nilai Q system dengan klasifikasi RMR dapat diinterpretasikan
sebagai grafik seperti ditunjukkan pada gambar 3.7.
Gambar 3.7
Grafik hubungan klasifikasi RMR dan Q system (Bienawski, 1993)
38
3.2. Shaft
Shaft adalah lubang bukaan utama miring atau vertikal didalam batuan
yang bertujuan untuk menyediakan jalan masuk ke berbagai level didalam
tambang bawah tanah. Shaft dapat diklasifikasikan berdasarkan :
1. Kegunaannya : Produksi, pelayanan, ventilasi, eksplorasi, jalan ke luar,
dan kombinasi dari semuanya.
2. Bentuk dan ukurannya : Kecil, medium, dan besar.
3. Penyanggannya : Penyangga sementara dan penyangga tetap.
4. Metode Penggaliannya : Metode konvensional dan metoda kontinyu.
3.2.1. Shaft berdasarkan kegunaannya
Kegunaan shaft bermacam-macam, antara lain :
1. Produksi : Pengangkutan bijih dan pengotor
2. Pelayanan : Pengangkutan personil dan material
3. Ventilasi : Keluar masuk aliran udara
4. Eksplorasi : Lokalisasi dan menetukan jumlah cadangan bijih
5. Jalan ke luar : Keselamatan kerja
6. Kombinasi dari semuanya
3.2.2. Shaft berdasarkan bentuk dan ukurannya
Bentuk utama dari shaft umumnya salah satu dari bulat, persegi, atau elips
dan ukurannya :
1. Kecil : 3 – 15 m2.
2. Medium : 15 – 200 m2
3. Besar : >200 m2.
3.2.3. Shaft berdasarkan penyangganya
Penyangga yang dipasang pada struktur shaft dapat diklasifikasikan
menjadi penyangga sementara dan penyangga tetap.
39
3.2.4. Shaft berdasarkan metode penggaliannya
Ada dua macam metoda penggalian yaitu metoda kontinyu dan metoda
konvensional. Metoda konvensional adalah penggalian yang merupakan gabungan
antara kegiatan pengeboran, peledakan, dan pengangkutan yang diikuti kegiatan
penyanggaannya. Bisa digunakan untuk berbagai macam bentuk dan kemiringan.
Sedangkan metoda kontinyu adalah kegiatan penggalian secara mekanis yang
tidak mengalami interupsi. Metoda ini menggunakan prinsip rock cutting dengan
raise boring atau shaft boring machine. Metoda ini diawali dengan pembuatan
pilot hole lalu diikuti pemboran lubang besar. Semua metoda pemboran shaft
kontinyu adalah berbentuk bulat, dengan berbagai metoda variasi penyanggannya.
3.2.5. Lokasi dan kemiringan Shaft
Parameter yang mempengaruhi lokasi dan kemiringan shaft adalah sebagai
berikut :
1. Tata letak permukaan tambang
2. Lokasi, kemiringan, dan kemenerusan badan bijih
3. Jumlah level kerja
4. Lokasi fasilitas penanganan bijih dan waste
5. Sump
6. Keamanan dan stabilitas shaft pillar
7. Kelanjutan arah penambangan di masa datang
Kemiringan badan bijih adalah faktor utama yang menentukan apakah
sebuah shaft itu harus miring (incline) atau tegak. Faktor kedua adalah
karakteristik kekuatan massa batuan dan batuan utuh yang akan ditembus oleh
shaft.
Incline shaft biasanya dibuat bila sumbu terpanjang badan bijih juga
membentuk sudut terhadap garis horizontal, karena kalau memakai vertical shaft
pembuatan cross cut untuk mencapai badan bijih menjadi lebih jauh dan lebih
mahal.
40
Gambar 3.8
Macam-macam Shaft
3.2. Jenis Penyangga
Jenis penyangga dapat dikelompokkan sebagai penyangga sementara dan
penyangga tetap. Penyangga sementara diaplikasikan untuk menjamin
keselamatan kerja selama kegiatan penambangan. Penyangga tetap diaplikasikan
untuk menjaga kestabilan lubang bukaan selama kurun waktu tertentu.
Jenis penyangga juga dapat dikelompokkan sebagai penyangga primer dan
penyangga sekunder. Penyangga primer dipasang sesaat setelah penggalian untuk
menjamin keselamatan kerja bagi penggalian selanjutnya. Penyangga sekunder
dipasang pada tahap yang lebih lanjut.
Berdasarkan proses pembebanan, penyangga dapat dibedakan menjadi
penyangga aktif dan penyangga pasif. Dikatakan penyangga aktif apabila
penyangga langsung mendapatkan pembebanan setelah dipasang. Sedangkan
penyangga pasif apabila penyangga tidak langsung mendapatkan pembebanan
setelah dipasang. Penyangga akan mendapatkan pembebanan setelah massa
batuan terdeformasi.
Jenis penyangga yang dijelaskan adalah penyanggaan yang digunakan
pada penelitian ini seperti baut batuan dengan pengikatan geser (friction anchored
rockbolt), beton tembak (shotcrete), dan perlengkapan penunjang.
41
3.2.1. Baut Batuan dengan Pengikatan Geser (Friction Anchored Rockbolt)
Dua tipe baut batuan dengan pengikatan geser yang tersedia, yaitu split set
dan swellex. Mekanisme pengikatan split set timbul dari kekuatan geser dari
adanya pembebanan yang mendekati batas beban maksimum dari baut batuan,
saat baut batuan akan tergelincir. Sedangkan pengikatan dari swellex ditimbulkan
dari kekuatan geser pembebanan. Jenis baut batuan yang digunakan di UBPE
Pongkor PT Antam,Tbk. adalahjenis split set seperti terlihat pada gambar 3.8
Gambar 3.9
Split set (Hoek and Brown, 1980)
3.2.2. Perlengkapan Penunjang
Beberapa komponen penunjang yang digunakan bersama dengan baut
batuan adalah:
b. Face plate
Sebuah face plate dirancang untuk mendistribusikan beban pada
kepala baut secara merata di sekitar batuan sekelilingnya. Jenis dan
bentuk face plate dapat dilihat pada gambar 3.9.
c. Mes kawat (wire mesh)
Dua jenis wire mesh yang umum digunakan adalah chailink mesh dan
weld mesh. Chailink mesh kuat dan fleksibel, umunya digunakan pada
permukaan. Weld mesh terdiri atas kabel baja yang diatur dengan pola
segiempat atau bujur sangkar dan dipatri pada ttitik perpotongannya.
Weld mesh digunakan untuk memperkuat beton tembak dan lebih kaku
dari chailink mesh.
42
Gambar 3.10
Face plate (Schach, 1971)
3.2.3. Beton Tembak (Shotcrete)
Beton tembak adalah salah satu jenis penyangga yang bersifat pasif. Beton
tembak dihasilkan dari dua jenis proses yaitu: beton tembak campuran kering
dimana campuran semennya kering dan air ditambahkan pada penyemprot (nozzle)
dan beton tembak campuran basah yang pada dasarnya memiliki komponen yang
sama dengan campuran kering, tetapi airnya telah dicampurkan dalam tempat
pengaduk.
Beton tembak campuran kering lebih sering digunakan karena peralatan
yang digunakan lebih ringan dan ekonomis. Namun, beton tembak campuran
basah memiliki keuntungan karena tingkat debu yang dihasilkan yang lebih
rendah, tidak membutuhkan keahlian khusus, dan peralatan yang dibutuhkan lebih
sedikit pada saat mengaplikasikan.
Campuran beton tembak harus memenuhi beberapa kriteria sebagai berikut:
1. Shotability, yaitu kemampuan untuk melekat di atas permukaan batuan
dengan kemungkinan lepas sangat kecil.
2. Kekuatan awal (early strength) harus cukup kuat untuk menyediakan
penyanggaan dalam waktu kurang dari 24 jam.
43
3. Harus mampu mencapai kekuatan 28 hari dengan komposisi
pemercepat (accelerator) yang dibutuhkan untuk mendapatkan
kekuatan awal.
4. Durability, yaitu ketahanan terhadap pengaruh cuaca.
5. Ekonomis, yaitu biaya material yang rendah dan biaya minimum
akibat material yang lepas.
Karena beton tembak dipergunakan beberapa saat setelah penggalian,
maka diperlukan kekuatan awal sehingga mampu memberikan penyangga dengan
segera. Untuk itu pada campuran bahan untuk semen ditambahkan pemercepat
yang mengandung garam-garam larut dalam air (water soluble salts) yang
berfungsi mempercepat pengerasan.
Tipe persentase pencampuran komponen kering dengan berat:
Semen 15 – 20 %
Aggregate kasar 30 – 40 %
Aggregate halus/pasir 40 – 50 %
Accelerator 2 – 5 %
Nisbah berat air/semen untuk beton tembak campuran kering ditempatkan
pada interval 0,3 - 0,5 sedangkan untuk campuran basah pada interval 0,4 - 0,6.
Penambahan serat besi baja dengan panjang 50 mm dan diameter 0,4-0,8 mm
dapat meningkatkan kekerasan, daya tahan, tegangan geser dan flexural beton
tembak, dan untuk mengurangi formasi keretakan.
44