RANCANGAN TEKNIS PENAMBANGAN BATUBARA
DI PIT 1 PT DEWA RUCI MANDIRI, KECAMATAN
SEBUKU, KABUPATEN NUNUKAN UTARA,
PROVINSI KALIMANTAN UTARA
SKRIPSI
Oleh :
ADHITYA ANGGA WIJAYA
NPM : 112090151
PROGRAM STUDI TEKNIK PERTAMBANGAN
FAKULTAS TEKNOLOGI MINERAL
UNIVERSITAS PEMBANGUNAN NASIONAL “VETERAN”
YOGYAKARTA
2014
RANCANGAN TEKNIS PENAMBANGAN BATUBARA
DI PIT 1 PT DEWA RUCI MANDIRI, KECAMATAN
SEBUKU, KABUPATEN NUNUKAN UTARA,
PROVINSI KALIMANTAN UTARA
SKRIPSI
Disusun sebagai salah satu syarat memperoleh gelar Sarjana Teknik dari
Universitas Pembangunan Nasional “Veteran” Yogyakarta
Oleh :
ADHITYA ANGGA WIJAYA
NPM : 112090151
PROGRAM STUDI TEKNIK PERTAMBANGAN
FAKULTAS TEKNOLOGI MINERAL
UNIVERSITAS PEMBANGUNAN NASIONAL “VETERAN”
YOGYAKARTA
RANCANGAN TEKNIS PENAMBANGAN BATUBARA
DI PIT 1 PT DEWA RUCI MANDIRI, KECAMATAN
SEBUKU, KABUPATEN NUNUKAN UTARA,
PROVINSI KALIMANTAN UTARA
Oleh :
ADHITYA ANGGA WIJAYA
NPM : 112090151
Disetujui untuk
Program StudiTeknik Pertambangan Fakultas Teknologi Mineral
Universitas Pembangunan Nasional “Veteran” Yogyakarta Tanggal : 26 Agustus 2014
Pembimbing I, Pembimbing II,
The terms, the mining plan, and final pit limits should not be taken seriously. Prices change, cost change, desired production changes, and new information may be obtained about the ore-body ~DONALD K. GILL –“SURFACE MINING”~
iv
RINGKASAN
PT Dewa Ruci Mandiri (PT DRM) memiliki luas WIUP Operasi Produksi I (581Ha) dan II (149,9Ha). Berdasarkan kegiatan penambangan yang telah dilakukan oleh PT DRM di WIUP I, jumlah cadangan batubara sudah semakin menipis, oleh karena itu PT DRM akan melanjutkan kegiatan penambangan di daerah penelitian yaitu pit 1 WIUP II, sehingga dibutuhkan suatu rancangan teknis penambangan dengan stripping ratio (SR) maksimum≤13:1 yang dapat memenuhi target produksi batubara sebesar ±15.000ton/bulan serta jumlah peralatan mekanis yang digunakan.
Metode penelitian meliputi studi literatur melalui buku-buku dan arsip perusahaan (laporan studi kelayakan); penelitian di lapangan untuk memperoleh data eksplorasi, pemboran dan peralatan mekanis; pengolahan data menggunakan
software minescape dan melakukan perhitungan kebutuhan alat mekanis.
Penelitian ini menghasilkan rancangan penambangan dengan cadangan batubara 135.684ton, overburden 1.476.511bcm dan SR rata-rata 11:1. Rencana kegiatan penambangan dilakukan selama 9 bulan dengan rincian: bulan ke-1, pengupasan overburden sebesar 187.229bcm dan batubara yang diambil sebesar 16.272ton dengan SR 12:1; bulan ke-2, pengupasan overburden sebesar 187.339bcm dan batubara yang diambil sebesar 15.491ton dengan SR 12:1; bulan ke-3, pengupasan overburden sebesar 193.318bcm dan batubara yang diambil sebesar 15.857ton dengan SR 12:1; bulan ke-4, pengupasan overburden sebesar 181.316bcm dan batubara yang diambil sebesar 15.903ton dengan SR 11:1; bulan ke-5, pengupasan overburden sebesar 165.930bcm dan batubara yang diambil sebesar 16.184ton dengan SR 10:1; bulan ke-6, pengupasan overburden sebesar 162.362bcm dan batubara yang diambil sebesar 14.921ton dengan SR 11:1; bulan ke-7, pengupasan overburden sebesar 154.373bcm dan batubara yang diambil sebesar 15.219ton dengan SR 10:1; bulan ke-8, pengupasan overburden sebesar 154.755bcm dan batubara yang diambil sebesar 15.264ton dengan SR 10:1; bulan ke-9, pengupasan overburden sebesar 89.889bcm dan batubara yang diambil sebesar 10.573ton dengan SR 9:1.
Pengupasan dan pengangkutan overburden pada bulan ke-1 sampai bulan ke-4 menggunakan 5 backhoe PC400LCSE-7 dan 17 dumptruck Nissan 320CWB, pada bulan ke-5 menggunakan 4 backhoe PC400LCSE-7 dan 17 dumptruck Nissan 320CWB, pada bulan ke-6 sampai bulan ke-9 menggunakan 4 backhoe PC400LCSE-7 dan 15 dumptruck Nissan 320CWB. Penggalian dan pengangkutan batubara menggunakan 1 backhoe PC200-7SEF dan 5 dumptruck Nissan 320CWB.
Analisis dari hasil penelitian dilakukan dan dapat diambil kesimpulan yaitu: arah kemajuan penambangan dari selatan ke utara; target produksi pada bulan ke-6 belum tercapai; terdapat waktu tunggu pada backhoe PC200-7SEF; alat gali dan muat overburden sudah serasi.
ABSTRACT
PT Dewa Ruci Mandiri (PT DRM) is a private national coal mining company which is located in Sub-district of Sebuku, District of North Nunukan, Province of North Kalimantan with first mining consesion area 581ha and second consesion area 149.9ha. PT DRM will continue mining activities to the second consesion mining area specifically pit 1 which is research area, because coal reserve in first mining consesion area is getting slight. In order to mine second consesion area, mine plan design with average stripping ratio 13:1 to reach coal production 15,000ton/month and the number of heavy equipment is needed.
Research methods include literature study from books and feasibility study of PT DRM; field research to obtain exploration data, coring data, and heavy equipment; data processing are using software minescape and heavy equipment calculation.
Result of this research are mine plan design with coal reserve 135,684ton, overburden 1,476,511bcm, and average stripping ratio 11:1. Mining activities will be conducted in 9 months with details of first month stripping overburden 187,229bcm, coal production 16,272ton, and stripping ratio 12:1; second month stripping overburden 187,339bcm, coal production 15,491ton, and stripping ratio 12:1; third month stripping overburden 193,318bcm, coal production 15,857ton, and stripping ratio 12:1; fourth month stripping overburden 181,316bcm, coal production 15,903ton, and stripping ratio 11:1; fifth month stripping overburden 165,930bcm, coal production 16,184ton, and stripping ratio 10:1; sixth month stripping overburden 162,362bcm, coal production 14,921ton, and stripping ratio 11:1; seventh month stripping overburden 154,373bcm, coal production 15,219ton, and stripping ratio 10:1; eighth month stripping overburden 154,755bcm, coal production 15,264ton, and stripping ratio 10:1; ninth month stripping overburden 89,889bcm, coal production 10,573ton, and stripping ratio 9:1.
Overburden stripping and hauling from first to fourth month is using 5 backhoe PC400LCSE-7 and 17 dumptruck Nissan 320CWB, fifth month is using 4 backhoe PC400LCSE-7 and 17 dumptruck Nissan 320CWB, from sixth to ninth month is using 4 backhoe PC400LCSE-7 and 15 dumptruck Nissan 320CWB. Coal loosening and hauling is using 1 backhoe PC200-7SEF and 5 dumptruck Nissan 320CWB. Soil dozing in wastedump use 1 buldozer Komatsu D155AX-5.
vi
KATA PENGANTAR
Puji dan syukur penulis panjatkan kehadirat Tuhan Yang Maha Esa yang telah memberikan rahmat-Nya, sehingga penyusunan skripsi dengan judul
“Rancangan Teknis Penambangan Batubara Pada PT Dewa Ruci Mandiri Di Pit
1 Kecamatan Sebuku, Kabupaten Nunukan Utara Kalimantan Utara” ini dapat diselesaikan.
Skripsi ini merupakan salah satu syarat untuk memperoleh gelar Sarjana Teknik pada Program Studi Teknik Pertambangan, Fakultas Teknologi Mineral,
Universitas Pembangunan Nasional “Veteran” Yogyakarta.
Skripsi ini disusun berdasarkan data dan informasi hasil penelitian di PT Dewa Ruci Mandiri, Nunukan Utara, Kalimantan Utara. Penelitian dilaksanakan dari tanggal 1 April sampai 30 April 2013.
Dalam kesempatan ini, penulis mengucapkan terima kasih kepada pihak universitas, antara lain :
1. Prof. Dr. Ir. Sari Bahagiarti, M.Sc, selaku Rektor Universitas Pembangunan Nasional “Veteran” Yogyakarta.
2. Dr. Ir. Dyah Rini Ratnaningsih, MT, selaku Dekan Fakultas Teknologi Mineral.
3. Ir. Inmarlinianto, MT, selaku Ketua Program Studi Teknik Pertambangan 4. Dr.Ir. Waterman, SB, MT, selaku Dosen Pembimbing I
5. Ir. Yanto Indonesianto, MSc, selaku Dosen Pembimbing II.
Semoga skripsi ini dapat bermanfaat dalam pengembangan ilmu pengetahuan khususnya di bidang pertambangan.
Yogyakarta, 22 Agustus 2014 Penulis,
DAFTAR ISI
Halaman
KATA PENGANTAR ... vi
DAFTAR ISI... vii
DAFTAR GAMBAR ... ix DAFTAR TABEL... x DAFTAR LAMPIRAN ... xi BAB I PENDAHULUAN ... 1 1.1. Latar Belakang ... 1 1.2. Tujuan Penelitian ... 2 1.3. Batasan Permasalahan ... 2 1.4. Metode Penelitian... 2 1.5. Manfaat Penelitian ... 3 II TINJAUAN UMUM ... 4
2.1. Lokasi dan Kesampaian Daerah... 4
2.2. Keadaan Iklim ... 6
2.3. Keadaan Geologi Daerah Penelitian ... 6
2.4. Kondisi Umum Daerah Penelitian ... 10
III DASAR TEORI ... 11
3.1. Penaksiran Cadangan Menggunakan Perangkat Lunak Minescape ... 11
3.2. Rancangan Teknis Penambangan... 14
3.3. Rancangan Timbunan... 19
3.4. Rancangan Jalan Angkut ... 23
3.5. Penjadwalan Produksi ... 28
3.6. Peralatan Mekanis ... 29
IV RANCANGAN TEKNIS PENAMBANGAN... 33
4.1. Penaksiran Cadangan ... 33
viii
4.3 Rancangan Penimbunan ... 39
4.4. Rancangan Jalan Angkut... 41
4.5 Penjadwalan Produksi Batubara dan Overburden... 46
4.6. Kebutuhan Peralatan Mekanis... 51
V PEMBAHASAN ... 55
5.1. Penaksiran Cadangan dan Penentuan Arah Penambangan ... 55
5.2. Pengaruh Rancangan Penambangan Terhadap Rencana Produksi Batubara ... 57
5.3. Kebutuhan dan Keserasian Alat Mekanis ... 59
VI KESIMPULAN DAN SARAN... 61
6.1. Kesimpulan ... 61
6.2. Saran... 61
DAFTAR PUSTAKA ... 62
DAFTAR GAMBAR
GAMBAR Halaman
2.1 Peta Lokasi dan Kesampaian Daerah Penelitian ... 5
2.2 Grafik Curah Hujan Rata-Rata 2003-2012 ... 6
2.3 Grafik Jumlah Hari Hujan Rata-Rata 2003-2012 ... 6
2.4 Peta Geologi Wilayah Penelitian ... 8
2.5 Stratigrafi Wilayah Penelitian ... 9
3.1 Triangulasi Topografi ... 12
3.2 Prisma-Prisma Triangular ... 13
3.3 Metode Strip Mining ... 15
3.4 Bagian-Bagian Jenjang ... 17
3.5 Working Bench dan Safety Bench ... 18
3.6 Overall Slope Angle ... 18
3.7 Penggambaran Crest dan Toe ... 19
3.8 Valley Fill atau Crest Dump ... 21
3.9 Terrace Dump ... 22
3.10 Down Hill Dozing ... 22
3.11 Float Dozing ... 23
3.12 Trench Dozing ... 23
3.13 Rancangan Lebar Jalan Angkut Dua Jalur ... 24
3.14 Lebar Jalan pada Tikungan ... 24
3.15 Kemiringan Melintang (Cross Slope) pada Jalan ... 27
3.16 Kemiringan Jalan Angkut pada Tanjakan ... 28
4.1 Penampang Endapan Batubara ... 35
4.2 Dimensi Lereng Penambangan ... 37
4.3 Dimensi Lereng Timbunan ... 40
x
DAFTAR TABEL
TABEL Halaman
3.1 Radius Tikungan Minimum ... 26
3.2 Angka Superelevasi yang Direkomendasikan ... 27
3.3 Fill factor ... 29
3.4 Job Efficiency Excavator ... 30
4.1 Penjadwalan Produksi Batubara dan Overburden ... 42
4.2 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 1... 43
4.3 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 2... 44
4.4 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 3... 45
4.5 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 4... 46
4.6 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 5... 47
4.7 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 6... 48
4.8 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 7... 49
4.9 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 8... 50
4.10 Jumlah Batubara dan Overburden Terbongkar pada Bulan 9... 51
4.11 Jenis Peralatan Tambang ... 52
4.12 Waktu Kerja Alat/Bulan ... 52
4.13 Produksi dan Kebutuhan Peralatan Mekanis ... 53
5.1 Rencana Produksi Batubara dan Overburden ... 57
DAFTAR LAMPIRAN
Lampiran Halaman A. DATA PEMBORAN EKSPLORASI BATUBARA
DI WIUP 149HA PT DEWA RUCI MANDIRI ... 64
B. REKOMENDASI GEOTEKNIK UNTUK JENJANG PENAMBANGAN DAN PENIMBUNAN PT DRM ... 66
C. SPESIFIKASI ALAT GALI DAN MUAT ... 67
D. SPESIFIKASI ALAT ANGKUT ... 69
E. SPESIFIKASI ALAT GUSUR ... 71
F. RANCANGAN GEOMETRI JALAN ANGKUT ... 72
G. LEBAR MINIMUM FRONT PENAMBANGAN ... 77
H. PERHITUNGAN WAKTU KERJA TAMBANG ... 79
I. PERHITUNGAN PENGEMBANGAN MATERIAL ... 81
J. PERHITUNGAN KEBUTUHAN ALAT MUAT DAN ALAT ANGKUT BATUBARA ... 83
K. PERHITUNGAN KEBUTUHAN ALAT MUAT DAN ALAT ANGKUT OVERBURDEN ... 85
L. PERHITUNGAN PRODUKSI ALAT MUAT ... 87
M. PERHITUNGAN PRODUKSI ALAT ANGKUT ... 89
N. PERHITUNGAN PRODUKSI ALAT GUSUR ... 92
O. PERHITUNGAN FAKTOR KESERASIAN (MATCH FACTOR) .. 93
P. PETA TOPOGRAFI DAERAH PENELITIAN ... 94
Q. PETA LOKASI TITIK BOR DAERAH PENELITIAN ... 95
R. PETA KONTUR STRUKTUR FLOOR SEAM F ... 97
S. PETA RESGRAPHIC PENAKSIRAN SUMBERDAYA ... 98
T. PETA RESGRAPHIC PENAKSIRAN CADANGAN ... 99
U. PETA RANCANGAN PENAMBANGAN ... 100
V. PENAKSIRAN CADANGAN DAN PENJADWALAN PRODUKSI ... 101
1
BAB I
PENDAHULUAN
1.1 Latar Belakang
PT Dewa Ruci Mandiri (PT DRM) merupakan perusahaan swasta nasional yang bergerak di bidang pertambangan batubara. Berdasarkan Surat Keputusan Bupati Nunukan nomor 188.45/70/II/2012 tentang persetujuan peningkatan Izin Usaha Pertambangan Eksplorasi menjadi Izin Usaha Pertambangan Operasi Produksi pada tanggal 21 Februari 2012 dengan kode wilayah KWP13 6405 3 03 2010 031, PT Dewa Ruci Mandiri memiliki Wilayah Ijin Usaha Pertambangan (WIUP) Operasi Produksi seluas 149,9Ha yang berlokasi di Desa Sebakis, Kecamatan Sebuku, Kabupaten Nunukan Utara, Provinsi Kalimantan Utara.
Berdasarkan hasil survei lapangan dan kegiatan pemboran eksplorasi dijumpai seam batubara sebanyak satu seam, yaitu seam F dengan ketebalan berkisar antara 0,32-1,48m dengan arah umum penyebaran relatif selatan-utara, dengan kemiringan (dip) 8-150 ke arah timur, dan memiliki nilai kalori 7.282-7.344kal/gr (adb). Litologi yang ditemukan di daerah penelitian sebagian besar berupa perselingan batupasir dan batulempung dengan sisipan batubara. Berdasarkan Peta Geologi Regional areal konsesi PT Dewa Ruci Mandiri termasuk dalam Formasi Meliat dan Formasi Naintupo.
Berdasarkan hasil penambangan yang telah dilakukan oleh PT Dewa Ruci Mandiri pada WIUP I (581Ha), jumlah cadangan Batubara yang dimiliki pada wilayah tersebut sudah semakin menipis, oleh karena itu PT Dewa Ruci Mandiri akan melanjutkan penambangan pada daerah penelitian yaitu WIUP II (149,9Ha) dimulai dari pit 1, sehingga dibutuhkan suatu rancangan penambangan yang terencana dan terarah. Rancangan teknis penambangan ini nantinya akan dipakai sebagai acuan dalam operasi penambangan, yang meliputi kegiatan land clearing, pengupasan lapisan penutup (overburden), penggalian batubara, dan penimbunan
1.2 Tujuan Penelitian
Adapun tujuan dari penelitian yang dilakukan adalah :
1) Membuat suatu rancangan teknis penambangan batubara dengan nilai
striping ratio rata-rata ≤13:1 berdasarkan model geologi batubara.
2) Membuat penjadwalan produksi batubara pada bentuk-bentuk penambangan (mineable geometries) yang mampu memenuhi target produksi sebesar ±15.000ton/bulan.
3) Menghitung kebutuhan alat muat dan angkut per bulan berdasarkan target produksi ±15.000ton/bulan.
1.3 Batasan Masalah
Perancangan teknis penambangan batubara ini memiliki batasan masalah : 1) Perancangan teknis penambangan hanya dilakukan di pit 1 pada seam
batubara yang memiliki ketebalan ≥0,5m.
2) Bulan 1-5 overburden akan ditimbun dengan metode crest dump di pit 9 areal konsesi 581Ha dengan jarak ±500m dari lokasi daerah penelitian, perancangan timbunan overburden dilakukan pada bulan 6-9.
3) Jenis peralatan mekanis yang digunakan sesuai dengan inventaris PT Dewa Ruci Mandiri yaitu backhoe PC400LCSE-7, backhoe PC200-7SEF,
dumptruck Nissan 320CWB, dan bulldozer Komatsu D155AX-5.
4) Perancangan sistem penyaliran tidak dilakukan.
5) Analisis yang dilakukan dibatasi oleh lingkup teknis dan tidak menganalisis segi ekonomi serta lingkungan.
1.4 Metode Penelitian
Metode penelitian yang dilakukan adalah: 1) Studi Literatur
Studi literatur yang dilakukan dengan mempelajari teori-teori yang berhubungan dengan perancangan dan peralatan mekanis melalui buku-buku dan arsip perusahaan (laporan studi kelayakan).
2) Pengumpulan data lapangan
Data yang diperoleh berupa data primer yang merupakan data yang diambil langsung dari pengukuran dan pengamatan di lapangan meliputi
3
data singkapan batubara dan waktu edar alat mekanis dan data sekunder seperti data curah hujan, peta topografi dan geologi regional, laporan pelaksanaan pemboran dan data pemboran eksplorasi.
3) Pengolahan data yaitu:
a) Membuat model topografi (peta topografi).
b) Melakukan intepretasi dan korelasi data lubang bor dengan menggunakan perangkat lunak minescape dan auto cad.
c) Melakukan pemodelan geologi lapisan batubara menggunakan perangkat lunak minescape.
d) Menyeleksi wilayah penambangan yang memiliki nilai SR≤13:1 menggunakan perangkat lunak minescape.
e) Perhitungan produksi alat muat dan alat angkut. 4) Analisis hasil pengolahan data yaitu:
a) Analisis penaksiran cadangan batubara menggunakan perangkat lunak
minescape.
b) Analisis penjadwalan produksi batubara sesuai target produksi dan
stripping ratio menggunakan perangkat lunak minescape.
c) Analisis kebutuhan dan keserasian alat muat dan alat angkut. 5) Kesimpulan
Membuat sebuah kesimpulan dari hasil analisis yang telah dilakukan.
1.5 Manfaat Penelitian
Menghasilkan suatu rancangan teknis penambangan batubara yang aman, terencana dan terarah dan diharapkan dapat digunakan sebagai acuan dalam melakukan kegiatan penambangan sehingga target produksi dengan nilai stripping
BAB II
TINJAUAN UMUM
2.1 Lokasi dan Kesampaian Daerah7)
Daerah penelitian berada di atas Wilayah Izin Usaha Pertambangan (WIUP) Operasi Produksi seluas 149,9Ha. Secara administrasi daerah kegiatan penelitian termasuk dalam wilayah Desa Sebakis diantara Desa Sekikilan dan Desa Semunad, Kecamatan Sebuku, Kabupaten Nunukan Utara, Provinsi Kalimantan Utara dan berbatasan langsung dengan Desa Kalun Sayan pada bagian utara, Desa Pembeliangan pada bagian timur, Desa Tetaban pada bagian barat, dan Desa Apas pada bagian selatan. Secara astronomis terletak pada: 45’50,5”– 46’55,9”LU dan 11710’41,43”–11711’53,04BT (lihat Gambar 2.1). Berdasarkan Surat Keputusan Bupati Nunukan nomor 188.45/70/II/2012 tentang persetujuan peningkatan Izin Usaha Pertambangan Eksplorasi menjadi Izin Usaha Pertambangan Operasi Produksi pada tanggal 21 Februari 2012 dengan kode wilayah KWP13 6405 3 03 2010 031.
Wilayah penelitian yang berada di Provinsi Kalimantan Utara ini dapat ditempuh dari Jakarta melalui rute sebagai berikut:
a. dengan menggunakan pesawat udara dari Bandara Soekarno-Hatta Jakarta menuju Bandara Sepinggan Balikpapan dalam waktu kurang lebih 2 jam, b. perjalanan dilanjutkan dengan menggunakan pesawat udara dari Bandara
Sepinggan Balikpapan menuju ke Bandara Juwata Tarakan dengan waktu tempuh kurang lebih 1 jam,
c. dari Bandara Juwata Tarakan dilanjutkan perjalanan ke Pelabuhan Tarakan dan melalui jalur air menuju ke Pelabuhan Nunukan dengan menggunakan
speedboat, rute ini ditempuh selama 3 jam,
d. selanjutnya dari Pelabuhan Nunukan menuju Sungai Sebakis (jetty PT Dewa Ruci Mandiri) ditempuh selama 1 jam menggunakan speedboat, e. dilanjutkan dengan perjalanan darat sejauh ±9km dengan waktu tempuh
5
Gambar 2.1
2.2 Keadaan Iklim7)
Daerah penelitian mempunyai iklim tropis sangat basah dengan suhu rata-rata 27-300C. Berdasarkan data curah hujan tahunan dari stasiun meteorologi dan geofisika, iklim di wilayah penelitian adalah termasuk tipe A (sangat basah).
Curah hujan rata-rata per tahun pada periode 2003-2012 sebesar 207,76mm/tahun, sedangkan rata-rata curah hujan bulanan tertinggi terjadi pada bulan Mei yaitu 305,19mm/bulan, sedangkan rata-rata bulanan terendah terjadi pada bulan Februari sebesar 127,8mm/bulan (lihat Gambar 2.2 dan Gambar 2.3).
Sumber : BMKG Kabupaten Nunukan-Kalimantan Timur
Gambar 2.2
Grafik Curah Hujan Rata–Rata Tahun 2003 – 2012
Sumber : BMKG Kabupaten Nunukan-Kalimantan Timur
Gambar 2.3
Grafik Jumlah Hari Hujan Rata–Rata Tahun 2003 – 2012
2.3 Keadaan Geologi Daerah Penelitian7)
2.3.1 Fisiografi.
Keadaan morfologi daerah penelitian terdiri dari morfologi perbukitan gelombang lemah dan perbukitan bergelombang sedang-kuat dengan satu sungai utama yang mengalir dari barat ke timur yaitu Sungai Sebakis. Morfologi
0 50 100 150 200 250 300 350
Jan Feb Mar April Mei Juni Juli Agust Sept Okt Nov Des
Cu ra h hu ja n 0 5 10 15 20 25
Jan Feb Mar April Mei Juni Juli Agust Sept Okt Nov Des
Ha
ri
hu
ja
7
perbukitan gelombang lemah pada umumnya ditemui di bagian selatan daerah penelitian dengan ketinggian berkisar 36-63meter dari permukaan laut.
Lokasi pertambangan batubara PT Dewa Ruci Mandiri sebagian besar arealnya merupakan hutan sekunder tua, hutan sekunder muda dan sebagian besar merupakan areal Hutan Tanaman Industri (HTI) dengan jenis tanaman fast
growing species seperti jenis Acacia mangium.
2.3.2 Stratigrafi.
Berdasarkan pengamatan hasil pengeboran di lapangan dan mengacu pada ciri stratigrafi regional, maka seluruh daerah penyelidikan termasuk dalam Formasi Meliat (Tmm) dan Formasi Naintupo (Tomn) (lihat Gambar 2.4). Adapun Formasi Meliat dan Formasi Naintupo dapat diuraikan sebagai berikut:
1. Formasi Meliat (Tmm).
Formasi ini terdiri dari perselingan batupasir, batulempung dan serpihan dengan sisipan batubara, berstruktur lapisan, bioturbasi dan mengandung bintal batugamping, kandungan fosil terdiri dari Globigerina bullodes
obliquus, Opercilna sp, Flosculinella bernensis, berumur Miosen Tengah
(Purnamaningsih, 1990). Formasi ini diduga diendapkan pada lingkungan laut dangkal sampai delta atau paralik, dengan ketebalan 100-800 meter. Formasi Meliat ditindih selaras oleh Formasi Tabul (lihat Gambar 2.5). 2. Formasi Naintupo (Tomn).
Formasi ini terdiri dari perselingan napal, batupasir, dan batulempung dengan sisipan batugamping dan konglomerat. Kandungan fosil terdiri dari
Foraminifera besar dan kecil yaitu Lepidocyclina sp, (Eulepidina) Ephipiodes Jones, dan Chapman, Lepidocyclina sp, Spiroclypeus Margartiatus (Schlumberger), Operculina sp, Lepidocyclina Sumatrensis Brady, Cycloclypeus sp, Amphistegina sp, Globigerina CF Selli dan Eponides. Formasi ini berumur Oligosen-Miosen Awal dan diendapkan di
daerah laut dangkal (Purnamaningsih, 1990). dengan ketebalan sekitar 500-700 meter. Lokasinya di Naintupo daerah Tidung, Sebuku Kalimantan Utara. Formasi ini ditindih secara selaras oleh Formasi Meliat (lihat Gambar 2.5).
Gambar 2.4
Peta Geologi Wilayah Penelitian
Kemungkinan adanya lapisan batubara di daerah diperoleh berdasarkan informasi dari singkapan yang diperoleh di lapangan. Pemetaan geologi permukaan di daerah penelitian belum dilakukan secara detil. Kegunaan peta geologi adalah
9
untuk mengetahui secara jelas struktur geologi yang berkembang, sehingga memudahkan untuk perancangan tambang terutama untuk rancangan kemantapan lereng.
Sumber : Laporan Studi Kelayakan PT. Dewa Ruci Mandiri
Gambar 2.5
Stratigrafi Wilayah Penelitian 2.3.3 Struktur Geologi.
Berdasarkan peta geologi regional, Kabupaten Nunukan Utara termasuk kedalam cekungan Kalimantan Timur atau yang biasa dikenal juga dengan sebutan Cekungan Tarakan (IBS, 2006). Cekungan Tarakan berlangsung dalam beberapa tahapan yang mempengaruhi pengendapan sedimen pada area tersebut. Konfigurasi secara struktural sudah dimulai oleh rifting sejak eosen awal, menyebabkan perkembangan dari graben-graben dan horst-horst yang tersesarkan. Pada graben-graben ini terdapat sedimen-sedimen tertua pada
sub-cekungan ini, seperti Formasi Subsembakung yang terkompaksi kuat.
Secara Geologis daerah penelitian terletak di dalam zona Cekungan Tarakan dengan Sub Cekungan Tidung. Bagian utara dibatasi oleh tinggian semporna yang terletak sedikit di utara perbatasan Indonesia-Malaysia. Sebelah selatan Punggungan Mangkalihat memisahkan Cekungan Tarakan dan Cekungan Kutai. Arah barat dari cekungan meliputi kawasan daratan sejauh 60-100km dari tepi pantai, formasi-formasi tersier secara berturut-turut dari yang muda sampai ke yang tua tersingkap mendekati kompleks batuan pra-tersier yang terlipat kuat di daerah Tinggian Kuching. Arah timur batas cekungan belum diketahui dengan pasti.
Struktur geologi yang terbentuk di daerah penelitian adalah struktur sesar, baik sesar mayor, maupun sesar minor. Arah sesar mayor adalah relatif barat-timur hingga baratdaya-barat-timurlaut. Struktur geologi umum Sungai Semayam-Simenggaris berupa perlipatan (Sinklin Semayam-Simenggaris) dan sesar-sesar mendatar Menganan Semayam, daerah penelitian dipengaruhi oleh sistem sesar mendatar mengiri yang terletak relatif di utara dan selatan daerah penelitian, sehingga gaya-gaya yang bekerja menghasilkan perlipatan dan sesar-sesar mendatar.
2.4 Kondisi Umum Daerah Penelitian7)
Status yang dimiliki oleh PT Dewa Ruci Mandiri adalah tahap operasi produksi. Kegiatan penambangan sudah dilakukan oleh PT Dewa Ruci Mandiri sejak tahun 2009 pada areal konsesi I (581Ha), jumlah batubara yang telah diambil sebesar 582.135ton dengan produksi ±15.000ton/bulan. Selain kegiatan operasi produksi, PT Dewa Ruci Mandiri juga telah melakukan kegiatan eksplorasi pada areal konsesi II (149,9Ha) berupa pemetaan singkapan dan pemboran. Berdasarkan hasil pemodelan data singkapan dan pemboran yang telah dilakukan, PT Dewa Ruci Mandiri memiliki 8 seam batubara yaitu seam A, B, C, D, P, P1, E, dan F.
Sesuai dengan hasil survei lapangan dan kegiatan pemboran eksplorasi pada pit 1 terdapat satu seam batubara, yaitu seam F. Ketebalan seam F berkisar antara 0,32-1,48m dengan arah umum penyebaran relatif selatan-utara, dengan kemiringan (dip) 8-150ke arah timur, dan memiliki nilai kalori 7.282-7.344kal/gr (adb). Overburden pada pit 1 terdiri dari batupasir dan batulempung.
11
BAB III
DASAR TEORI
3.1 Penaksiran Cadangan Menggunakan Perangkat Lunak Minescape1)
Untuk melakukan perhitungan volume cadangan menggunakan perangkat lunak minescape, dibutuhkan data-data yang nantinya akan diolah yaitu:
a. Data topografi berupa data hasil survey lapangan yang masih berupa koordinat (easting dan northing) dan ketinggian.
b. Data pemboran collar, yang meliputi: nama titik bor, koordinat titik bor, elevasi titik bor, kedalaman lubang bor, ketebalan dan nama seam batubara.
c. Data pemboran litologi, yang meliputi: nama titik bor, kedalaman lapisan atas (roof), kedalaman lapisan bawah (floor), nama seam batubara, dan kode litologi.
d. Koordinat batas wilayah penambangan.
Pengolahan data dimulai dengan pembuatan model topografi dengan memasukan data dari lapangan berupa titik-titik koordinat dan ketinggian daerah penelitian, kemudian dilakukan interpolasi data sehingga terbentuk garis-garis kontur yang selanjutnya dilakukan pemodelan tiga dimensi dengan membuat
triangle file topografi.
Setelah pembuatan model topografi, dilanjutkan dengan pemodelan endapan batubara dengan mengolah data pemboran collar dan pemboran litologi, yang menghasilkan gambaran subcrop lines batubara berupa garis-garis yang menghubungkan out crop dengan bagian floor batubara pada lapisan di bawah topografi. Subcrop lines ini berguna untuk menentukan arah dan batas dari penyebaran batubara. Pemodelan geologi selanjutnya dilakukan dengan membuat kontur struktur batubara lapisan atas (roof) dan lapisan bawah (floor) kemudian dilakukan pemodelan tiga dimensi dengan membentuk triangle file dari roof dan
Penaksiran cadangan batubara menggunakan perangkat lunak minescape dilakukan dengan membatasi daerah penaksiran yaitu daerah di dalam batas wilayah penambangan yang memiliki nilai stripping ratio kurang dari nilai maksimal yang ditentukan dengan menggambarkan polygon pembatas, kemudian dilakukan projection dari polygon tersebut menjadi bentuk desain geometri penambangan berupa pit. Pit ini selanjutnya dilakukan pemodelan tiga dimensi dengan membuat triangle file dari pit tersebut.
Penaksiran jumlah volume lapisan tanah penutup (overburden) dan volume batubara menggunakan metode reserve triangle by triangle pada minescape. Metode penaksiran cadangan ini menggunakan triangle files yang sudah dibuat sebelumnya (topografi, floor, roof, dan pit). Triangle files diekstrak sehingga didapat data X, Y dan Z dari masing-masing triangle files yang jumlahnya sangat banyak. Proses ini dilakukan dengan membuat suatu jaring segitiga yang menghubungkan tiga titik berdekatan (lihat Gambar 3.1). Segitiga tersebut berupa segitiga sembarang dan menghubungkan setiap data titik asli, sehingga tidak ada segitiga yang saling berpotongan dengan segitiga lainnya. Hal ini memungkinkan untuk menghitung volume antara suatu triangle file dengan triangle file lainnya.
sumber: penulis
Gambar 3.1 Triangulasi Topografi
Volume pit dihitung dengan membagi daerah yang dibatasi permukaan atas triangle file topografi (lihat Gambar 3.1) dan permukaan bawah triangle file
pit penambangan menjadi prisma-prisma triangular (lihat Gambar 3.2), sedangkan
untuk menghitung volume seam dibatasi dengan permukaan atas triangle file roof dan permukaan bawah triangle file floor dari seam tersebut.
13
Perhitungan volume dilakukan dengan menghitung luas permukaan dari segitiga hasil triangulasi (lihat persamaan 3.1), kemudian dilakukan perhitungan nilai dari tebal rata-rata dari prisma triangular (lihat persamaan 3.2), nilai volume didapat dari hasil perkalian dari luas segitiga dikalikan dengan tebal rata-rata (lihat persamaan 3.3).
Hasil dari perhitungan cadangan ini berupa report file yang didalamnya terdapat berbagai informasi seperti luas area pit, ketebalan overburden, ketebalan
seam, volume overburden, volume seam, dan tonase batubara terbongkar.
sumber: penulis Gambar 3.2 Prisma-Prisma Triangular = − − − = ( − )( − ) − 1 2( − )( − ) − 1 2( − )( − ) − 1 2( − )( − ) = ( − )( − ) − 1 2∑ , − − , ... (3.1) = ... (3.2) = ...(3.3) Tampak Atas
3.2 Rancangan Teknis Penambangan
3.2.1 Faktor-Faktor yang Mempengaruhi Pemilihan Metode Penambangan4). Faktor-faktor yang mempengaruhi pemilihan metode penambangan yakni: a. Kondisi topografi
kondisi topografi lokasi penambangan merupakan salah satu parameter penting dalam pemilihan metode penambangan batubara secara terbuka. Metode penambangan yang diterapkan untuk kondisi topografi yang berupa perbukitan akan berbeda dengan metode penambangan yang diterapkan untuk kondisi topografi yang relatif datar.
b. Kondisi endapan batubara
kondisi endapan batubara akan mempengaruhi pemilihan metode penambangan, bentuk endapan batubara, kemiringan endapan batubara serta kedalaman dari endapan batubara yang akan berpengaruh terhadap ketebalan lapisan overburden.
c. Ketebalan lapisan overburden dan interburden
endapan batubara yang terletak cukup dalam akan menyebabkan lapisan
overburden atau interburden pada daerah penambangan menjadi tebal.
Lapisan overburden yang tebal akan mempengaruhi pemilihan metode penambangan terutama menyangkut batas endapan batubara yang masih dapat ditambang secara ekonomis.
3.2.2 Metode Penambangan Strip Mine4).
Strip Mine merupakan tipe penambangan terbuka yang diterapkan pada
endapan batubara yang lapisannya mendatar dan dekat dengan permukaan tanah. Metode ini diterapkan di banyak tempat salah satunya di Garzweiler, Jerman (lihat Gambar 3.3). Alat yang digunakan dapat berupa alat yang bersifat mobile atau alat penggalian yang dapat membuang sendiri seperti bucket wheel excavator dan
dragline. Untuk pemilihan metode ini perlu diperhatikan bahwa:
a. Bahan galian relatif mendatar dan cukup kompak. b. Bahan galian tabular, berlapis.
c. Kemiringan relatif (lebih cocok untuk horizontal atau sedikit miring). d. Kedalaman kecil (nilai ekonomi tergantung break even stripping ratio dan
15
sumber: Google, coal mining at Garzweiler, Germany
Gambar 3.3 Metode Strip Mining 3.2.3 Parameter-parameter Rancangan Penambangan2). a. Kondisi topografi
kondisi topografi lokasi penambangan merupakan satu parameter penting dalam rancangan penambangan batubara. Metode penambangan yang diterapkan untuk kondisi topografi yang berupa perbukitan akan berbeda dengan metode penambangan yang diterapkan untuk kondisi topografi yang datar.
b. Kemiringan jenjang
pada awalnya sebuah desain pit dibuat dengan overall slope sebesar ±45º dan kemudian dimodifikasi berdasarkan informasi geoteknik dari material yang ada dalam pit tersebut. Menurut Robert, Hook and Fish (1972) sebaiknya kemiringan lereng kurang dari 60º pada kedalaman 65m dan kurang dari 40º pada kedalaman 300m.
c. Tinggi jenjang
menurut Kepmen Pertambangan dan Energi No.555.K/26/M.Pe/1995, tinggi jenjang untuk pekerjaan yang dilakukan pada lapisan yang mengandung pasir, tanah liat, kerikil, dan material lepas lainnya harus : (i) Tidak boleh lebih dari 2,5 meter apabila dilakukan secara manual. (ii) Tidak boleh lebih dari 6 meter apabila dilakukan secara mekanik.
(iii) Tidak boleh lebih dari 20 meter apabila dilakukan dengan menggunakan
clamshell, dragline, bucket wheel excavator atau alat sejenis kecuali
mendapat persetujuan Kepala Pelaksana Inspeksi Tambang. d. Lebar jenjang
lebar jenjang ditentukan berdasarkan faktor keamanan. Tujuan pembuatan jenjang adalah untuk menahan tanah atau batuan yang runtuh.
Pembersihan berkala pada jenjang ini dilakukan menggunakan bulldozer kecil atau motor grader.
e. Kedalaman pit bottom
penentuan pit bottom (dasar pit) dipengaruhi oleh banyak faktor, seperti naiknya biaya produksi dan pengangkutan, nilai bahan galian yang ditambang, ukuran dan jumlah cadangan, serta kapasitas produksi. Batas kedalaman penambangan dapat dioptimalkan menggunakan prosedur-prosedur optimalisasi design seperti Lerchs and Grossman.
f. Jalan angkut (haul road)
faktor ini biasanya mengikuti proses design setelah kedalaman pit bottom didefinisikan. Jalan angkut dirancang mulai pit bottom (jenjang paling atas) kemudian mengikuti naiknya (turun) jenjang ke arah permukaan (pit
bottom) dengan gradien (kemiringan) berkisar antara 8-10%. Jalan angkut
ini dapat berupa jalan lingkar yang melingkar keatas melalui dinding pit atau hanya melalui salah satu dinding pit (kemungkinan dikarenakan kekuatan material pada dinding tersebut).
3.2.4 Rancangan Geometri Penambangan2).
Geometri penambangan meliputi lebar, panjang, dan tinggi jenjang. Ukuran panjang dan lebar jenjang ditentukan oleh metode pembongkaran material (menggunakan alat mekanis atau peledakan), pola gerak alat muat dan alat angkut, letak alat muat dan alat angkut yang digunakan dalam waktu yang bersamaan pada saat penambangan, sasaran produksi, serta rencana pemanfaatan lahan bekas tambang. Dimensi jenjang akan mempengaruhi jumlah bahan galian yang dapat ditambang, kestabilan lereng dan keamanan penambangan.
Beberapa faktor yang harus diperhatikan dalam perancangan geometri penambangan:
a. Tinggi jenjang disesuaikan dengan rencana geometri peledakan yang diterapkan atau jangkauan alat galinya. Tinggi jenjang adalah jarak yang diukur tegak lurus dari lantai jenjang (toe) hingga ujung jenjang bagian atas (crest). Tinggi jenjang yang dibuat sangat dipengaruhi oleh sifat fisik dan mekanik batuan, rencana dimensi pembongkaran, serta peralatan mekanis yang digunakan.
17
b. Lebar jenjang disesuaikan dengan sasaran produksi dan keadaan topografi lokasi penambangan. Lebar jenjang adalah jarak horizontal yang diukur dari ujung lantai jenjang sampai batas belakang lantai jenjang. Lebar minimum yang akan dibuat harus dapat menampung material hasil bongkaran/peledakan dan peralatan yang digunakan. Lebar jenjang minimum sangat dipengaruhi:
1. Jenis dan kemampuan alat mekanis.
2. Posisi kerja dari peralatan yang beroperasi di lantai yang sama. 3. Lebar dari tumpukan material hasil pembongkaran.
4. Pemanfaatan lahan bekas tambang. 5. Target produksi yang harus dicapai.
Geometri jenjang terdiri dari tinggi jenjang, sudut lereng jenjang tunggal, dan lebar dari jenjang penangkap (catch bench). Bagian-bagian jenjang adalah sebagai berikut:
a. Crest dan toe
merupakan bagian tepi atas (crest) dan bagian tepi bawah (toe). Crest pada jenjang penambangan yang berada pada bagian jalan (ramp) umumnya diberi timbunan tanah untuk pengaman (safety berm) (lihat Gambar 3.4).
sumber: google
Gambar 3.4 Bagian-Bagian Jenjang b. Jenjang kerja (working bench)
jenjang kerja merupakan bagian dari jenjang yang berfungsi sebagai tempat bekerja bagi peralatan tambang (lihat Gambar 3.5).
sumber: google
Gambar 3.5
Working Bench dan Safety Bench
c. Overall slope angle
merupakan sudut kemiringan dari keseluruhan jenjang yang dibuat pada
front (muka kerja) penambangan. Kemiringan ini diukur dari crest paling
atas sampai dengan toe paling akhir dari front penambangan (lihat Gambar 3.6).
sumber: google
Gambar 3.6
Overall Slope Angle
Metode penggambaran jenjang penambangan dapat dilakukan dengan beberapa cara, antara lain:
a. Penggambaran garis ketinggian lantai (toe) dan atap (crest) menggunakan dua jenis garis, misalnya tipis dan tebal, putus-putus dan penuh atau dua warna yang berbeda. Gambar peta yang dihasilkan cenderung lebih rumit (lihat Gambar 3.7).
19
drawing) untuk mewakili suatu jenjang, sehingga hanya diperlukan satu
garis saja untuk menggambarkan suatu jenjang di peta. Letak kontur ini tepat ditengah-tengah antara lokasi toe dan crest.
c. Penggambaran garis-garis kontur di luar pit ditandai dengan elevasi sebenarnya dan kontur di dalam pit digambarkan menggunakan garis crest dan toe dengan membedakan warna garis crest dan toe tersebut.
sumber: google
Gambar 3.7
Penggambaran Crest dan Toe
3.3 Rancangan Timbunan4)
Perancangan timbunan merupakan upaya penentuan lokasi timbunan, kapasitas volume atau tonasenya, metode penimbunan, dan waktu pelaksanaannya, baik untuk material yang berharga (stockyard dan stockpile) maupun tidak berharga (waste dump).
Proses penimbunan material, baik material berharga maupun tidak berharga harus mempertimbangkan parameter rancangan timbunan, antara lain: a. Sudut lereng timbunan (angle of repose).
Batuan kering ROM (run of mine) pada umumnya mempunyai angle of
repose 34–370. Sudut ini dipengaruhi tinggi timbunan, ketidakteraturan bongkah batuan dan kecepatan dumping.
b. Faktor pengembangan material (swell factor).
Faktor pengembangan sangat dipengaruhi oleh metode pembongkarannya dan jenis materialnya. Swell factor untuk batuan keras pada umumnya bernilai 30-45% yaitu 1m3material insitu akan mengembang menjadi 1,3–
1,45m3 material lepas (loose material). Loose material dapat dipadatkan sekitar 5–15% menggunakan compactor. Material yang ditumpahkan oleh
dump truck akan menjadi lebih kompak (padat) bila dibandingkan material
yang ditumpahkan oleh belt conveyor. c. Jarak dari pit limit.
Jarak minimum adalah ruangan yang cukup untuk suatu jalan angkut antara pit limit dan lokasi timbunan. Kestabilan pit akibat adanya timbunan harus diperhitungkan. Jarak yang sama atau lebih besar dari kedalaman pit akan mengurangi resiko yang berhubungan dengan kestabilan lereng. d. Tanjakan ke arah puncak (crest) waste dump.
Menurut Bohnet dan Kunze dalam Waterman SB (2011) merekomendasikan sedikit tanjakan ke arah dump crest dengan pertimbangan penyaliran dan keamanan. Limpasan air hujan dirancang menjauhi crest. Dump truck harus menggunakan tenaga mesin untuk menuju crest dan bukan meluncur bebas, hal ini akan mengurangi resiko kendaraan yang diparkir meluncur dari puncak waste dump.
3.3.1 Lokasi Penimbunan.
Penentuan lokasi penimbunan material didasarkan pada jenis material yang ditimbun dan maksud dari penimbunan material. Berdasarkan jenis material dan maksud penimbunannya, lokasi penimbunan antara lain:
a. Stockpile
merupakan suatu timbunan yang digunakan untuk menyimpan material berharga yang akan diolah atau material berharga yang akan digunakan kembali.
b. Stockyard
merupakan suatu tempat yang digunakan untuk menyimpan batubara yang telah diproses (crushing and washing) dan batubara yang akan dijual.
stockyard biasanya terletak dekat dengan pelabuhan.
c. Waste dump
merupakan suatu timbunan yang digunakan untuk menimbun material
overburden atau material tidak berharga yang harus digali dari lokasi
21
ditempatkan di daerah yang tidak dilakukan kegiatan penambangan atau di area bekas penambangan pada metode back filling. Pemilihan lokasi dari
waste dump dipengaruhi oleh beberapa faktor seperti lokasi dan ukuran pit,
topografi, volume overburden, batas konsesi pertambangan, persyaratan reklamasi, dan peralatan penanganan material.
3.3.2 Jenis Timbunan.
Proses penimbunan material, baik material berharga maupun tidak berharga, dapat dilakukan dengan beberapa jenis timbunan, antara lain:
a. Valley fill atau crest dump.
Jenis timbunan valley fill atau crest dump (lihat Gambar 3.8) dapat diterapkan di daerah yang mempunyai topografi curam. Dalam pembuatan timbunan perlu ditetapkan elevasi puncaknya (crest) sehingga truk yang membawa muatan berjalan menuju elevasi tersebut dan menumpahkan muatan ke lembah membentuk timbunan berdasarkan angle of repose. Jarak pengangkutan truk pada awal penambangan akan lebih panjang. Pemadatan diperlukan untuk memenuhi persyaratan reklamasi.
sumber: google
Gambar 3.8
Valley Fill atau Crest Dump
b. Terrace dump atau timbunan yang dirancang ke atas (dalam lift).
Jenis timbunan terrace dump (lihat Gambar 3.9) diterapkan jika kondisi topografinya tidak begitu curam. Jenis timbunan ini dibangun dari bawah ke atas dengan tinggi lift disesuaikan dengan rekomendasi jenjang penimbunan. Kerugian cara ini adalah jarak angkut yang lebih panjang untuk perluasan lift pada saat memulai suatu lift baru. Keuntungan dari jenis timbunan ini, lift-lift yang dibangun berikutnya terletak lebih ke
21
ditempatkan di daerah yang tidak dilakukan kegiatan penambangan atau di area bekas penambangan pada metode back filling. Pemilihan lokasi dari
waste dump dipengaruhi oleh beberapa faktor seperti lokasi dan ukuran pit,
topografi, volume overburden, batas konsesi pertambangan, persyaratan reklamasi, dan peralatan penanganan material.
3.3.2 Jenis Timbunan.
Proses penimbunan material, baik material berharga maupun tidak berharga, dapat dilakukan dengan beberapa jenis timbunan, antara lain:
a. Valley fill atau crest dump.
Jenis timbunan valley fill atau crest dump (lihat Gambar 3.8) dapat diterapkan di daerah yang mempunyai topografi curam. Dalam pembuatan timbunan perlu ditetapkan elevasi puncaknya (crest) sehingga truk yang membawa muatan berjalan menuju elevasi tersebut dan menumpahkan muatan ke lembah membentuk timbunan berdasarkan angle of repose. Jarak pengangkutan truk pada awal penambangan akan lebih panjang. Pemadatan diperlukan untuk memenuhi persyaratan reklamasi.
sumber: google
Gambar 3.8
Valley Fill atau Crest Dump
b. Terrace dump atau timbunan yang dirancang ke atas (dalam lift).
Jenis timbunan terrace dump (lihat Gambar 3.9) diterapkan jika kondisi topografinya tidak begitu curam. Jenis timbunan ini dibangun dari bawah ke atas dengan tinggi lift disesuaikan dengan rekomendasi jenjang penimbunan. Kerugian cara ini adalah jarak angkut yang lebih panjang untuk perluasan lift pada saat memulai suatu lift baru. Keuntungan dari jenis timbunan ini, lift-lift yang dibangun berikutnya terletak lebih ke
21
ditempatkan di daerah yang tidak dilakukan kegiatan penambangan atau di area bekas penambangan pada metode back filling. Pemilihan lokasi dari
waste dump dipengaruhi oleh beberapa faktor seperti lokasi dan ukuran pit,
topografi, volume overburden, batas konsesi pertambangan, persyaratan reklamasi, dan peralatan penanganan material.
3.3.2 Jenis Timbunan.
Proses penimbunan material, baik material berharga maupun tidak berharga, dapat dilakukan dengan beberapa jenis timbunan, antara lain:
a. Valley fill atau crest dump.
Jenis timbunan valley fill atau crest dump (lihat Gambar 3.8) dapat diterapkan di daerah yang mempunyai topografi curam. Dalam pembuatan timbunan perlu ditetapkan elevasi puncaknya (crest) sehingga truk yang membawa muatan berjalan menuju elevasi tersebut dan menumpahkan muatan ke lembah membentuk timbunan berdasarkan angle of repose. Jarak pengangkutan truk pada awal penambangan akan lebih panjang. Pemadatan diperlukan untuk memenuhi persyaratan reklamasi.
sumber: google
Gambar 3.8
Valley Fill atau Crest Dump
b. Terrace dump atau timbunan yang dirancang ke atas (dalam lift).
Jenis timbunan terrace dump (lihat Gambar 3.9) diterapkan jika kondisi topografinya tidak begitu curam. Jenis timbunan ini dibangun dari bawah ke atas dengan tinggi lift disesuaikan dengan rekomendasi jenjang penimbunan. Kerugian cara ini adalah jarak angkut yang lebih panjang untuk perluasan lift pada saat memulai suatu lift baru. Keuntungan dari jenis timbunan ini, lift-lift yang dibangun berikutnya terletak lebih ke
belakang sehingga sudut lereng keseluruhan (overall slope angle) mendekati sudut yang dibutuhkan untuk reklamasi.
sumber: google
Gambar 3.9
Terrace Dump
3.3.3 Cara Penimbunan.
Material dibawa ke lokasi penimbunan yang sudah ditentukan kemudian ditangani oleh alat bantu untuk melakukan penempatan dan pemadatannya. Alat bantu dalam kegiatan ini adalah bulldozer. Bulldozer akan menggusur overburden yang telah ditumpahkan oleh dump truck. Pada pelaksanaannya, bulldozer bekerja dengan beberapa cara sesuai kondisi yang ada, antara lain:
a. Down hill dozing.
Pada metode ini bulldozer selalu mendorong ke bawah, jadi mengambil keuntungan dari bantuan gravitasi untuk menambah tenaga dan kecepatan (lihat Gambar 3.10).
Gambar 3.10
Down Hill Dozing7)
b. High wall atau float dozing.
Bulldozer menggali beberapa kali kemudian mengumpulkan galian
menjadi satu dan mendorong dengan hati-hati pada lereng curam. Sebelum belakang sehingga sudut lereng keseluruhan (overall slope angle) mendekati sudut yang dibutuhkan untuk reklamasi.
sumber: google
Gambar 3.9
Terrace Dump
3.3.3 Cara Penimbunan.
Material dibawa ke lokasi penimbunan yang sudah ditentukan kemudian ditangani oleh alat bantu untuk melakukan penempatan dan pemadatannya. Alat bantu dalam kegiatan ini adalah bulldozer. Bulldozer akan menggusur overburden yang telah ditumpahkan oleh dump truck. Pada pelaksanaannya, bulldozer bekerja dengan beberapa cara sesuai kondisi yang ada, antara lain:
a. Down hill dozing.
Pada metode ini bulldozer selalu mendorong ke bawah, jadi mengambil keuntungan dari bantuan gravitasi untuk menambah tenaga dan kecepatan (lihat Gambar 3.10).
Gambar 3.10
Down Hill Dozing7)
b. High wall atau float dozing.
Bulldozer menggali beberapa kali kemudian mengumpulkan galian
menjadi satu dan mendorong dengan hati-hati pada lereng curam. Sebelum belakang sehingga sudut lereng keseluruhan (overall slope angle) mendekati sudut yang dibutuhkan untuk reklamasi.
sumber: google
Gambar 3.9
Terrace Dump
3.3.3 Cara Penimbunan.
Material dibawa ke lokasi penimbunan yang sudah ditentukan kemudian ditangani oleh alat bantu untuk melakukan penempatan dan pemadatannya. Alat bantu dalam kegiatan ini adalah bulldozer. Bulldozer akan menggusur overburden yang telah ditumpahkan oleh dump truck. Pada pelaksanaannya, bulldozer bekerja dengan beberapa cara sesuai kondisi yang ada, antara lain:
a. Down hill dozing.
Pada metode ini bulldozer selalu mendorong ke bawah, jadi mengambil keuntungan dari bantuan gravitasi untuk menambah tenaga dan kecepatan (lihat Gambar 3.10).
Gambar 3.10
Down Hill Dozing7)
b. High wall atau float dozing.
Bulldozer menggali beberapa kali kemudian mengumpulkan galian
23
seluruh tanah habis meluncur ke lereng, bulldozer harus direm agar tidak terjungkir (lihat Gambar 3.11).
Gambar 3.11
Float Dozing7)
c. Trench atau sloat dozing.
Bulldozer yang menggusur melalui satu jalan yang sama akan menyebabkan terbentuk semacam dinding pada kiri dan kanan bilah yang disebut spillages, sehingga pada pendorongan tanah berikutnya tidak ada tanah yang keluar dari samping bilah (lihat Gambar 3.12).
Gambar 3.12
Trench Dozing7) 3.4 Rancangan Jalan Angkut2)
Pada umumnya pola akses material tambang dibagi menjadi dua, yaitu pengangkutan overburden ke lokasi penimbunanan (waste dump) dan
pengangkutan batubara ke lokasi pengolahan (crushing plan). Akses material ini memerlukan rancangan jalan angkut. Ada beberapa geometri jalan angkut yang harus dipenuhi untuk menunjang kelancaran kegiatan pengangkutan.
3.4.1 Lebar Jalan.
Lebar jalan angkut dibagi dua, yaitu : a. Lebar pada jalan lurus.
Penentuan lebar jalan angkut minimum untuk jalan lurus didasarkan pada
Rule of Thumb yang dikemukakan AASHTO (American Association of State
23
seluruh tanah habis meluncur ke lereng, bulldozer harus direm agar tidak terjungkir (lihat Gambar 3.11).
Gambar 3.11
Float Dozing7)
c. Trench atau sloat dozing.
Bulldozer yang menggusur melalui satu jalan yang sama akan menyebabkan terbentuk semacam dinding pada kiri dan kanan bilah yang disebut spillages, sehingga pada pendorongan tanah berikutnya tidak ada tanah yang keluar dari samping bilah (lihat Gambar 3.12).
Gambar 3.12
Trench Dozing7) 3.4 Rancangan Jalan Angkut2)
Pada umumnya pola akses material tambang dibagi menjadi dua, yaitu pengangkutan overburden ke lokasi penimbunanan (waste dump) dan
pengangkutan batubara ke lokasi pengolahan (crushing plan). Akses material ini memerlukan rancangan jalan angkut. Ada beberapa geometri jalan angkut yang harus dipenuhi untuk menunjang kelancaran kegiatan pengangkutan.
3.4.1 Lebar Jalan.
Lebar jalan angkut dibagi dua, yaitu : a. Lebar pada jalan lurus.
Penentuan lebar jalan angkut minimum untuk jalan lurus didasarkan pada
Rule of Thumb yang dikemukakan AASHTO (American Association of State
23
seluruh tanah habis meluncur ke lereng, bulldozer harus direm agar tidak terjungkir (lihat Gambar 3.11).
Gambar 3.11
Float Dozing7)
c. Trench atau sloat dozing.
Bulldozer yang menggusur melalui satu jalan yang sama akan menyebabkan terbentuk semacam dinding pada kiri dan kanan bilah yang disebut spillages, sehingga pada pendorongan tanah berikutnya tidak ada tanah yang keluar dari samping bilah (lihat Gambar 3.12).
Gambar 3.12
Trench Dozing7) 3.4 Rancangan Jalan Angkut2)
Pada umumnya pola akses material tambang dibagi menjadi dua, yaitu pengangkutan overburden ke lokasi penimbunanan (waste dump) dan
pengangkutan batubara ke lokasi pengolahan (crushing plan). Akses material ini memerlukan rancangan jalan angkut. Ada beberapa geometri jalan angkut yang harus dipenuhi untuk menunjang kelancaran kegiatan pengangkutan.
3.4.1 Lebar Jalan.
Lebar jalan angkut dibagi dua, yaitu : a. Lebar pada jalan lurus.
Penentuan lebar jalan angkut minimum untuk jalan lurus didasarkan pada
Highway and Transportation Official). (lihat persamaan 3.4)
= (( + 1)(0,5 ))... (3.4)
Keterangan :
Lmin = Lebar jalan angkut minimum (m).
n = Jumlah jalur.
Wt = Lebar alat angkut total (m).
Perumusan diatas hanya digunakan untuk lebar jalan dua jalur, nilai 0,5 artinya adalah lebar dari alat angkut yang digunakan dari ukuran aman masing-masing kendaraan di tepi kiri-kanan jalan (lihat Gambar 3.13).
Gambar 3.13
Rancangan Lebar Jalan Angkut Dua Jalur2) b. Lebar pada jalan tikungan.
Lebar jalan angkut pada tikungan selalu lebih besar dari pada lebar pada jalan lurus (lihat Gambar 3.14). Untuk jalur ganda, lebar minimum pada tikungan dihitung berdasarkan pada:
1. Lebar jejak ban alat angkut.
2. Lebar juntai atau tonjolan (overhang) alat angkut bagian depan dan belakang pada saat membelok.
3. Jarak antara alat angkut pada saat bersimpangan. 4. Jarak (space) alat angkut dengan tepi jalan.
Gambar 3.14
Lebar Jalan pada Tikungan2)
Highway and Transportation Official). (lihat persamaan 3.4)
= (( + 1)(0,5 ))... (3.4)
Keterangan :
Lmin = Lebar jalan angkut minimum (m).
n = Jumlah jalur.
Wt = Lebar alat angkut total (m).
Perumusan diatas hanya digunakan untuk lebar jalan dua jalur, nilai 0,5 artinya adalah lebar dari alat angkut yang digunakan dari ukuran aman masing-masing kendaraan di tepi kiri-kanan jalan (lihat Gambar 3.13).
Gambar 3.13
Rancangan Lebar Jalan Angkut Dua Jalur2) b. Lebar pada jalan tikungan.
Lebar jalan angkut pada tikungan selalu lebih besar dari pada lebar pada jalan lurus (lihat Gambar 3.14). Untuk jalur ganda, lebar minimum pada tikungan dihitung berdasarkan pada:
1. Lebar jejak ban alat angkut.
2. Lebar juntai atau tonjolan (overhang) alat angkut bagian depan dan belakang pada saat membelok.
3. Jarak antara alat angkut pada saat bersimpangan. 4. Jarak (space) alat angkut dengan tepi jalan.
Gambar 3.14
Lebar Jalan pada Tikungan2)
Highway and Transportation Official). (lihat persamaan 3.4)
= (( + 1)(0,5 ))... (3.4)
Keterangan :
Lmin = Lebar jalan angkut minimum (m).
n = Jumlah jalur.
Wt = Lebar alat angkut total (m).
Perumusan diatas hanya digunakan untuk lebar jalan dua jalur, nilai 0,5 artinya adalah lebar dari alat angkut yang digunakan dari ukuran aman masing-masing kendaraan di tepi kiri-kanan jalan (lihat Gambar 3.13).
Gambar 3.13
Rancangan Lebar Jalan Angkut Dua Jalur2) b. Lebar pada jalan tikungan.
Lebar jalan angkut pada tikungan selalu lebih besar dari pada lebar pada jalan lurus (lihat Gambar 3.14). Untuk jalur ganda, lebar minimum pada tikungan dihitung berdasarkan pada:
1. Lebar jejak ban alat angkut.
2. Lebar juntai atau tonjolan (overhang) alat angkut bagian depan dan belakang pada saat membelok.
3. Jarak antara alat angkut pada saat bersimpangan. 4. Jarak (space) alat angkut dengan tepi jalan.
Gambar 3.14
25
Lebar jalan angkut pada tikungan dapat dihitung menggunakan persamaan berikut:
W = n (U + Fa + Fb + Z) + C ... (3.5) C = Z = ½ (U + Fa + Fb) ... (3.6) Keterangan :
W = Lebar jalan angkut pada tikungan (m). N = Jumlah jalur.
U = Jarak jejak roda alat angkut (m). Fa = Lebar juntai depan (m).
Fb = Lebar juntai belakang (m).
C = Jarak antara dua alat angkut yang akan bersimpangan (m). Z = Jarak sisi luar alat angkut ke tepi jalan (m).
3.4.2 Radius tikungan.
Jari-jari tikungan berhubungan langsung dengan bentuk dan kontruksi alat angkut yang digunakan. Jari-jari tikungan jalan angkut perlu juga harus memenuhi keselamatan kerja di tambang atau memenuhi faktor keamanan yaitu jarak pandang bagi pengemudi di tikungan, baik horizontal maupun vertikal terhadap kedudukan suatu penghalang pada jalan tersebut yang diukur dari mata pengemudi. Untuk kecepatan rencana ≤80km/jam berlaku f=-0,00065V+0,192 dan untuk kecepatan rencana 80-112km/jam berlaku f=-0,00125V+0,24. Untuk mengetahui jari-jari tikungan dapat digunakan persamaan berikut:
R = V2/ [127(e + f)] ... (3.7) Keterangan :
R = jari-jari tikungan (m).
V = kecepatan rencana (km/jam). e = superelevasi (m/m).
f = koefisien gesekan.
Untuk menentukan jari-jari tikungan minimum pada jalan angkut besarnya tergantung pada berat alat angkut yang akan melewati jalan angkut tersebut. Semakin berat alat angkut yang digunakan maka jari-jari tikungan yang dibutuhkan semakin besar. Berdasarkan Tabel 3.1 dapat diketahui radius minimum tikungan berdasarkan berat kendaraan menurut Hustrulid(1995).
Tabel 3.1
Radius Tikungan Minimum2) Klasifikasi Berat Kendaraan Berat Kendaraan (lbs) Radius Tikungan Minimum (ft) 1 < 100.000 19 2 100-200.000 24 3 200-400.000 31 4 >400.000 39 3.4.3 Superelevasi.
Superelevasi merupakan kemiringan jalan pada tikungan yang terbentuk
oleh batas antara tepi jalan terluar dengan tepi jalan terdalam karena perbedaan kemiringan. Tujuan dibuat superelevasi pada daerah tikungan jalan angkut yaitu untuk menghindari atau mencegah kendaraan tergelincir keluar jalan atau terguling atau berguna untuk mengimbangi gaya sentrifugal (gaya mendorong keluar) sewaktu kendaraan melintasi tikungan, dan menambah kecepatan. Berdasarkan teori Atkinson D.I.C. pada kondisi jalan kering, nilai superelevasi memiliki harga maksimum yaitu 90mm/m sedangkan pada kondisi jalan penuh lumpur atau licin, nilai superelevasi terbesar adalah 60mm/m. Kemiringan tikungan tersebut tergantung tajamnya tikungan dan kecepatan maksimal kendaraan yang diijinkan pada waktu melintasi tikungan. Secara matematis kemiringan tikungan jalan merupakan perbandingan antara tinggi jalan dengan lebar jalan. Untuk menentukan besarnya kemiringan tikungan jalan dihitung berdasarkan kecepatan rata-rata kendaraan dengan koefisien friksinya. Persamaan yang digunakan untuk menghitung superelevasi yaitu:
tan α = V²/R.G ... (3.8) Keterangan :
V =Kecepatan kendaraan saat melewati tikungan. R =Radius tikungan.
G =Gravitasi bumi (9,8m/s2).
Besarnya nilai superelevasi untuk beberapa jari-jari tikungan dengan berbagai variasi kecepatan alat angkut dapat bermacam-macam, untuk itu penentuan superelevasi selain dengan menggunakan rumus juga dapat dilakukan dengan penggunaan tabel seperti ditunjukan pada Tabel 3.2.
27
Tabel 3.2
Angka Superelevasi yang Direkomendasikan (meter/meter)2)
Radius Kecepatan kendaraan (km/jam)
Lingkaran (m) 24 32 40 48 >56 15 4% 30 4% 4% 45 4% 4% 5% 75 4% 4% 4% 6% 90 4% 4% 4% 5% 6% 180 4% 4% 4% 4% 5% 300 4% 4% 4% 4% 4%
Berdasarkan Tabel 3.2 terdapat angka superelevasi yang sama untuk kecepatan dan jari-jari yang berbeda, hal ini disebabkan oleh nilai koefisien gesek yang berbeda untuk kombinasi kecepatan dan jari-jari tikungan, atau dengan kata lain dapat dikatakan bahwa untuk melintasi tikungan dengan jari-jari tikungan dan kecepatan yang berbeda, maka gaya sentrifugal yang dialami oleh alat angkut juga akan berbeda. AASHTO menganjurkan pemakaian beberapa nilai superelevasi yaitu 0,02; 0,04; 0,06; 0,08; 0,010 dan 0,012 untuk kegiatan perencanaan. Daerah tambang yang topografinya berupa pegunungan umumnya mengambil nilai 0,02 karena kendaraan bergerak relatif lambat.
3.4.4 Kemiringan Melintang (Cross Slope).
Untuk menghindari agar disaat hujan air tidak tergenang pada jalan, maka pembuatan kemiringan melintang (cross slope) dilakukan dengan cara membuat bagian tengah jalan lebih tinggi dari bagian tepi jalan (lihat gambar 3.15). Nilai yang umum dari kemiringan melintang (cross slope) yang direkomendasikan adalah sebesar 20-40mm/m jarak bagian tepi jalan ke bagian tengah/pusat jalan.
Gambar 3.15
3.4.5 Kemiringan Jalan pada Tanjakan.
Kemiringan atau grade jalan angkut merupakan salah satu faktor penting yang harus dicermati dalam suatu perancangan jalan tambang karena akan mempengaruhi kinerja alat angkut yang melewatinya. Kemiringan jalan angkut (lihat Gambar 3.16) biasanya dinyatakan dalam persen (%). Kemiringan (α) 1% berarti jalan tersebut naik 1m pada jarak mendatar sejauh 100m. Kemiringan (grade) dapat dihitung dengan menggunakan persamaan:
Grade (α) = Arc Tg x h ... (3.9)
Secara umum kemiringan jalan maksimum yang dapat dilalui dengan baik oleh alat angkut besarnya kurang dari 10%. Akan tetapi untuk jalan naik maupun turun pada daerah perbukitan, lebih aman menggunakan kemiringan jalan maksimum sebesar 8%.
sumber: google
Gambar 3.16
Kemiringan Jalan Angkut pada Tanjakan
3.5 Penjadwalan Produksi2)
Proses penjadwalan produksi batubara dapat dilakukan setelah dilakukan penaksiran seluruh cadangan batubara yang memenuhi stripping ratio. Penaksiran cadangan batubara untuk penjadwalan produksi dilakukan dengan perhitungan mundur atau push back terhadap batasan wilayah penambangan (pit limit) yang telah ditentukan. Hasil dari penaksiran jumlah volume lapisan tanah penutup (overburden), volume lapisan batuan antar seam batubara (interburden), dan jumlah volume batubara untuk proses penjadwalan produksi disesuaikan dengan target produksi dan kualitas batubara terutama kadar kalori.
Berdasarkan perhitungan penjadwalan produksi diperoleh jumlah produksi lapisan tanah penutup (overburden), lapisan batuan antar seam batubara (interburden), sehingga dapat dilakukan penjadwalan penimbunan waste dump,
Δh
Δx α
A B
h = beda tinggi antara dua titik yang diukur (m)
x = jarak datar antara dua titik yang diukur(m)
29
dan dilakukan perancangan geometri waste dump secara bertahap untuk setiap periodenya.
Penjadwalan produksi tambang dinyatakan dalam periode waktu tertentu yang meliputi data: tonase batubara dan volume overburden), kualitas (kalori), dan pemindahan semua material dari tambang tersebut. Asumsi awal yang diperlukan untuk menentukan penjadwalan produksi adalah:
a. Tingkat produksi dapat berubah atau meningkat berdasarkan waktu.
b. Penjadwalan sering dibuat untuk memenuhi target kualitas batubara bila terdapat kalori yang beragam.
3.6 Peralatan Mekanis7)
Produksi alat muat dan alat angkut dapat dilihat dari kemampuan alat tersebut ketika dipakai untuk melakukan suatu pekerjaan.
3.6.1 Produksi Alat Muat (Backhoe).
Produksi alat muat dapat dihitung dengan menggunakan persamaan:
= ...(3.10) Keterangan:
Pm = Produksi alat muat (lcm/jam). Ctm = Waktu edar alat muat (menit). Cb = Kapasitas bucket alat muat (m3). Ff = Fill factor (%) (lihat Tabel 3.3). EU = Efisiensi kerja (%) (lihat Tabel 3.4).
Tabel 3.3
Fill Factor (PC78 ~ PC1800)7)
Excavating Condition Ff
Easy Excavating 1,1 ~ 1,2
Average Excavating 1,0 ~ 1,1
Rather Difficult Excavating 0,8 ~ 0,9
Tabel 3.4
Job Efficiency Excavator7)
Excavating Condition EU
Good 0,83
Average 0,75
Rather Poor 0,67
Poor 0,58
3.6.2 Produksi Alat Angkut (Dump Truck).
Produksi alat angkut dapat dihitung menggunakan persamaan:
= ...(3.11) Keterangan:
Pa = Produksi alat angkut (LCM/jam). Cta = Cycle time alat angkut (menit). Cb = Kapasitas bak(m3).
Ff = Fill factor.
K
E = Efisensi kerja alat (%). n = Jumlah isian.
3.6.3 Kebutuhan Alat.
Kebutuhan alat mekanis dapat dihitung menggunakan persamaan:
Jumlah alat yang dibutuhkan
=
...(3.12) 3.6.4 Faktor Keserasian Alat (Match Factor)7)Dalam pemilihan truck, kapasitas yang dipilih harus seimbang dengan alat muatnya (4-5 kali curah). Jika perbandinganya kurang proporsional maka ada kemungkinan alat muat banyak menunggu atau sebaliknya alat angkut yang menunggu. Untuk menyatakan keserasian kerja antara alat muat dan alat angkut dapat dilakukan dengan cara menghitung faktor keserasian alat muat dan angkut (match factor) yaitu menggunakan persamaan:
= ...(3.13) Keterangan:
31
Nm = jumlah alat muat, (buah).
Ctm = waktu edar (cycle time) alat muat. Cta = waktu edar (cycle time) alat angkut.
Nilai yang dihasilkan dari persamaan di atas akan disimpulkan menjadi 3, yaitu: a. MF<1, artinya alat muat bekerja kurang dari 100%, sedangkan alat angkut
bekerja 100% sehingga terdapat waktu tunggu bagi alat muat karena menunggu alat angkut yang belum datang.
b. MF=1, artinya alat muat dan alat angkut bekerja 100% sehingga tidak terjadi waktu tunggu bagi alat muat maupun alat angkut.
c. MF>1, artinya alat muat bekerja 100%, sedangkan alat angkut bekerja kurang dari 100% sehingga terdapat waktu tunggu bagi alat angkut.
3.6.5 Faktor-Faktor yang Mempengaruhi Produksi Alat7)
Faktor–faktor yang mempengaruhi produksi alat muat dan angkut: a. Waktu Edar.
Waktu edar (cycle time) merupakan waktu yang diperlukan suatu alat untuk melakukan suatu daur kerja. Semakin kecil waktu edar alat, maka produksinya akan semakin tinggi.
1. Waktu edar alat muat.
Untuk menghitung waktu edar alat muat berupa excavator dapat menggunakan persamaan 3.14.
Ctm = t1 + t2 + t3 + t4...(3.14) Keterangan:
t1 = Waktu untuk menggali.
t2 = Waktu untuk berputar dengan muatan.
t3 = Waktu menumpahkan muatan ke dalam bak alat angkut. t4 = Waktu berputar tanpa muatan.
2. Waktu edar alat angkut.
Untuk menghitung waktu edar alat muat berupa dump truck dapat menggunakan persamaan berikut:
Cta = t1 + t2 + t3 + t4 + t5 + t6 ...(3.15) Keterangan:
t2 = Waktu diisi muatan.
t3 = Waktu mengangkut muatan.
t4 = Waktu mengambil posisi untuk menumpahkan. t5 = Waktu menumpahkan.
t6 = Waktu kembali kosong. b. Kondisi Tempat Kerja.
Tempat kerja tidak hanya harus memenuhi syarat untuk pencapaian sasaran produksi tetapi juga harus aman bagi penempatan alat beserta mobilitas pekerja yang berada di sekitarnya. Tempat kerja yang luas akan memperkecil waktu edar alat karena tersedia cukup tempat untuk berbagai kegiatan, seperti keleluasaan tempat untuk berputar, mengambil posisi sebelum melakukan pemuatan maupun untuk tempat penimbunan sehingga produksi dari alat mekanis dapat maksimal.
c. Faktor Pengisian Alat Muat dan Alat Angkut
Faktor pengisian (fill factor) alat muat dan alat angkut merupakan perbandingan antara volume isi nyata dari bucket atau bak truk dengan volume pada spesifikasi alat yang dinyatakan dalam persen. Semakin tinggi faktor pengisian maka semakin tinggi volume nyata dari alat tersebut. Parameter yang mempengaruhi nilai dari faktor pengisian adalah kandungan air, ukuran material, kelengketan material dan keterampilan operator.
Faktor pengisian dapat dihitung menggunakan persamaan:
= 100% ...(3.16)
Keterangan:
Ff = Fill factor / faktor pengisian bucket (%). Vn = Volume bucket nyata (m3).