APLIKASI METODE EMPIRIS MINING ROCK MASS RATING DAN
MATHEWS STABILITY GRAPH DALAM ANALISIS KESTABILAN
OPEN
STOPE
PADA TAMBANG EMAS BAWAH TANAH SITE
TALANG SANTOPT NATARANG MINING
Erick Alan D1), EkoSantoso2), Romla Noor Hakim2), Bayu Budi Santoso3), AshriKurniawan3)
1)Mahasiswa Progam Studi Teknik Pertambangan Universitas Lambung Mangkurat;
ABSTRAK: PT. Natarang Mining merupakan tambang emas bawah tanah yang menerapkan
metode sublevel open stoping pada site Talang Santo, untuk memaksimalkan kapasitas
produksi akan dibuat open stope pada Drift West Level 4 di kedalaman 165 m. Penelitian ini
dilakukan untuk mengevaluasi kestabilan sill drift dan optimalisasi dimensi stope pada lokasi
Drift West Level 4 dengan menggunakan metode Mathews Stability Graph dan Mining Rock
Mass Rating (Laubscher and Jacovec, 2001). Metode ini dipilih karena penentuan parameter
disesuaikan dengan kondisi tambang bawah tanah seperti efek peledakan, tegangan terinduksi, tingkat pelapukan, kondisi air dan orientasi kekar. Dalam karaketerisasi massa batuan, terdapat tiga jenis batuan pada lokasi penelitian yaitu andesitic massive, prophylitic andesitic
vulcanic breccia dan brecciated quartz vein. Berdasarkan pendekatan empiris MRMR dan
Mathews Stability Graph lokasi sill drift dalam kondisi stabil dengan nilai hydraulic radius
1.16 m. Optimalisasi dimensi pada perencanaan open stope dapat dilakukan dengan memaksimalkan nilai hydraulic radius dengan perencanaan tinggi stope adalah 50 m. Berdasarkan pendekatan empiris MRMR panjang optimal stope dalam kondisi stabil adalah 39 m pada hanging wall dan 28 m pada vein. Sedangkan pada metode Mathews Stability Graph diperoleh nilai panjang optimal sebesar 15 m pada hangingwall dan 12.5 m pada vein.
Kata kunci : MRMR, Q System, Stability Graph, Hydraulic Radius
PENDAHULUAN
PT. Natarang Mining merupakan perusahaan badan hukum Indonesia yang didirikan di Indonesia dengan Akte Notaris Nomor. 51 tanggal 17 November 1986 dan disahkan oleh Surat Keputusan Kementerian Kehakiman Nomor C2.8284. HT. 01.01. TH’86 tanggal 29
November 1986.PT Natarang Mining menerapkan metode sublevel open stoping pada site
Talang Santo dan untuk memaksimalkan kapasitas produksi, akan dibuat open stope pada
Drift West Level 4 di kedalaman 165 m.
Penelitian ini dilakukan untuk mengevaluasi kestabilan sill drift dan optimalisasi
dimensi stope pada lokasi Drift West Level 4 dengan menggunakan metode Mathews Stability
Graph dan Mining Rock Mass Rating (Laubscher and Jacovec, 2001) pada tambang emas
Gambar 1. Diagram Alir Penelitian
LOKASI DAN KEADAAN GEOLOGI
Lokasi penambangan dan pengolahan bijih emas Talang Santo berjarak 118 km dari kota Bandar Lampung. Pengambilan data dilakukan pada Drift West Level 4 berada pada kedalaman 165 m dari permukaan. Secara lokal geologi daerah Talang Santo terdiri dari
batuan andesit prophiri, breksi vulkanik dan andesit tuff . Batuan phyroklastik yang ada
Gambar 2. Sketsa Lokasi Penelitian
PENGUMPULAN DAN PENGOLAHAN DATA 1) Shape Factor (Hydraulic Radius)
Hydraulicradius adalah hasil bagi luas dinding stope dan keliling dinding stope yang digunakan dalam menganalisa kestabilan suatu lubang bukaan dan biasanya digunakan untuk dimensi yang berbentuk panjang dan menyempit. Zona x pada Gambar 2 merupakan tinggi openstope yang direncanakaan yaitu 50 m. Dari hasil pengukuran geometri sill drift pada Drift West Level 4, didapat hasil sebagai berikut:
• Tinggi : 3 m
• Lebar : 2.8 m
• Panjang : 10.5 m
• Shape factor : 1.16 m
2) Karakterisasi Massa Batuan
Karakterisasi massa batuan merupakan proses pengklasifikasian massa batuan dengan melakukan observasi yang berhubungan dengan geometri kekar dan kondisi kekar. Dalam karaketerisasi massa batuan, terdapat tiga jenis batuan pada lokasi penelitian yaitu Andesitic Massive, Prophylitic Andesitic Vulcanic Breccia dan Brecciated Quartz Vein.
Tabel 1. Rock PropertiesTalang Santo
Tabel 2. Menunjukan hasil dari rekapitulasi karakterisasi massa batuan pada vein dan hangingwall yang merupakan parameter dari klasifikasi massa batuan. Sedangkan arah orientasi bidang diskontinu pada kedua lokasi dapat dilihat pada Tabel 3.
Tabel 2. Parameter PengamatanLokasiPenelitian
Fracture Frequency/ meter 27 22
Joi
Joint Set 2+random 2+random
JointSpacing (m) 0,08 0,08
Joint Roughness Planar Rough Planar Rough
Joint Alteration Sandy Clay
Floating Slightly Alterated
Joint Aperture (mm) 4 3,38
Infilling Clay, Calcite Quartz, Calcite
Tabel 3. Arah Umum Bidang Diskontinu
3) Q’ Classification
Dalam klasifikasi massa batuan dengan Q’, parameter yang digunakan yaitu, rock
quality designation (RQD), joint set number (Jn ), joint roughness (Jr) dan joint alteration
number (Ja). Berikut adalah hasil penelitian berdasarkan parameter Q’:
Tabel 4. Q’ Classification
4) N’ (The Stability Number)
Nilai N’ di definisikan sebagai N’ = Q’ x Faktor A x Faktor B x Faktor C
• Faktor A
Faktor A menjelaskan tentang perbandingan antara rasio intact rock strength dengan induced compressive stress. Nilai dari faktor ratio of uniaxial strength to induced stress pada
Vein dan hanging wall adalah 14.8 Mpa dan 8.2 Mpa (lihat Tabel 5), sehingga jika nilai
tersebut di plot pada Gambar 3 akan menunjukkan nilai 1 dan 0.8 pada factor A.
Tabel 5. SRF
• Faktor B
Faktor B merupakan joint orientation adjustment yaitu ukuran dari perbedaan relatif dip
Parameter Vein Hangingwall
Gambar 3. Faktor A, B dan C
Tabel 6. N’ 5) Mining Rock Mass Rating
Perbedaan mendasar dari MRMR adalah tegangan insitu yang disesuaikan dengan keadaan tambang bawah tanah sehingga pembobotan akhir (MRMR) dapat digunakan untuk keperluan desain tambang. Penyesuaian pada MRMR meliputi pelapukan, tegangan terinduksi, orientasi kekar dan efek peledakan (Laubscher 1990).
Pengamatan dari blasting dilakukan secara visual. Pada lokasi penelitian, efek peledakan masuk dalam kategori buruk (Lihat Gambar 3). Hal ini dikarenakan banyaknya rekahan pada dinding dan atap yang tercipta akibat adanya efek peledakan. Tabel 5 merupakan parameter dan hasil pembobotan dari MRMR.
Lokasi Q’ Faktor N’
(Q’ x A x B x C)
A B C
Hanging Wall 8 0.8 0.4 5 13
Gambar 3. Blasting Effect
Tabel 5. MRMR Classification
Parameter Vein Hangingwall
RBS
Joint Orientation 0,80 0,80
Mining Induced Stress 0.90 0.60
Blasting 0.80 0.80
Water/ Ice Adjustment 0.70 0.70
Insitu Rock Mass Rating 60 55
Gambar 4. Mathews Stability Graph Gambar 5. Laubscher Stability Graph
Gambar 6. Sketsa Open Stope
pada kedua lokasi tersebut.
Berdasarkan analisa empiris MRMR dan Mathews Stability Graph, lokasi sill drift
dalam keadaan stabil (Gambar 4 dan 5). Faktor dimensi stope (Hydraulic Radius) sangat
berpengaruh terhadap kestabilan lubang bukaan. Pada lokasi penelitian, nilai dari hydraulic
radius adalah 1.16 m. Nilai ini di dapat dari bukaan yang baru mencapai panjang 10.5 m
dengan tinggi 3 m (Gambar 2)
Dalam perencanaan optimalisasi dimensi open stope, diperlukan nilai N’ dan MRMR
(Tabel 5 dan 6) serta nilai hydraulic radius untuk mencari panjang maksimum stope sebelum
dilakukan backfilling (Gambar6), nilai x merupakan panjang span maksimum. Dalam analisa
nilai hydraulic radius diketahui tinggi open stope yang direncanakan adalah 50 m. Dengan
menggunakan Gambar 4 dan 5 nilai hydraulic radius maksimal dalam kondisi stabil dapat
diketahui pada tabel berikut:
Tabel 6. Optimalisasi Dimensi Stope
KESIMPULAN
Berdasarkan pendekatan empiris MRMR dan Mathews Stability Graph lokasi drift
west dalam kondisi stabil dengan nilai hydraulic radius 1.16 m. Optimalisasi dimensi pada perencanaan open stope dapat dilakukan dengan memaksimalkan nilai hydraulic radius dengan perencanaan tinggi stope adalah 50 m. Berdasarkan pendekatan empiris MRMR panjang optimal stope dalam kondisi stabil adalah 39 m pada hangingwall dan 28 m pada vein. Sedangkan pada metode Mathews Stability Graph diperoleh nilai panjang optimal sebesar 15 m pada hangingwall dan 12.5 m pada vein.
DAFTAR PUSTAKA
Hoek, E. 2007. Rock mass properties. In Practical Rock Engineering. Available at http://www.rocscience.com/hoek/corner/11_Rock_mass_properties.pdf.
Laubscher DH (1990). A geomechanics classification system for the rating of rock mass in mine design. Journal of South African Institute of Mining and Metallurgy 90(10), 279– 293.
Laubscher DH &Jakubec J (2001). The MRMR rock mass classification for jointed rock masses. Underground Mining Methods: Engineering Fundamentals and International Case Studies (eds WA Hustrulid& RL Bullock), pp. 474–481. Society of Mining Engineers, AIME, New York.
Priest SD & Hudson JA (1976). Discontinuity spacings in rock. International Journal of Rock Mechanics and Mining Science and Geomechanics Abstracts 13(5), 135–148
Villaescusa, E (2014). Geotechical design for sublevel open stoping. CRC Press, Perth.
