Blog

Prinsip Desain Lereng Batu – 1.4 Metode desain lereng batuan

1.4 Metode desain lereng batuan
Bagian ini merangkum empat prosedur berbeda untuk mendesain lereng batuan, dan menunjukkan data dasar yang diperlukan untuk menganalisis stabilitas lereng. Metode desain dan data desain sama-sama digunakan untuk pertambangan dan teknik sipil.

Tabel 1.1 Definition of landslides features

1.4.1 Ringkasan metode desain
Ciri dasar dari semua metode desain lereng adalah bahwa geser terjadi di sepanjang permukaan geser diskrit, atau di dalam zona, di belakang permukaan. Jika gaya geser (gaya geser) lebih besar dari kuat geser batuan (gaya tahan) pada permukaan ini, maka lereng akan tidak stabil. Ketidakstabilan dapat berupa perpindahan yang mungkin atau mungkin tidak dapat ditoleransi, atau lereng dapat runtuh secara tiba-tiba atau secara bertahap. Definisi ketidakstabilan akan tergantung pada aplikasinya. Misalnya, lereng tambang terbuka dapat mengalami perpindahan beberapa meter tanpa mempengaruhi operasi, sedangkan lereng yang menopang penyangga jembatan akan memiliki sedikit toleransi terhadap pergerakan. Selain itu, jatuhnya batu tunggal dari lereng di atas jalan raya mungkin tidak terlalu berdampak jika ada parit yang memadai untuk menampung jatuhnya, tetapi kegagalan sebagian besar lereng yang mencapai permukaan yang dilalui dapat menimbulkan konsekuensi serius.

Tabel 1.2 Definition of landslides dimensions

Berdasarkan konsep stabilitas lereng ini, stabilitas lereng dapat dinyatakan dalam satu atau
lebih dari istilah berikut:
(a) Faktor keamanan, FS — Stabilitas diukur dengan kesetimbangan batas lereng, yang stabil
jika FS> 1.
(b) Strain — Kegagalan yang ditentukan oleh onset strain yang cukup besar untuk mencegah pengoperasian yang aman dari
kemiringan, atau laju pergerakan melebihi laju penambangan di tambang terbuka.
(c) Probabilitas kegagalan — Stabilitas diukur dengan distribusi probabilitas perbedaan
antara gaya penahan dan pemindahan, yang masing-masing dinyatakan sebagai distribusi probabilitas.
(d) LRFD (desain faktor beban dan resistansi) —Stabilitas ditentukan oleh faktor resistansi
lebih besar dari atau sama dengan jumlah beban terfaktor.

Tabel 1.3 Values of Minimum total safety

Saat ini (2003), faktor keamanan merupakan metode desain lereng yang paling umum, dan terdapat pengalaman luas dalam aplikasinya pada semua jenis kondisi geologi, baik untuk batuan maupun tanah. Selain itu, ada faktor nilai keamanan yang diterima secara umum untuk lereng yang digali untuk tujuan berbeda, yang mendorong persiapan desain yang cukup konsisten. Kisaran total faktor keselamatan minimum seperti yang diusulkan oleh Terzaghi dan Peck (1967) dan Canadian Geotechnical Society (1992) diberikan pada Tabel 1.3.

Pada Tabel 1.3, nilai atas dari total faktor keselamatan berlaku untuk beban biasa dan kondisi pelayanan, sedangkan nilai yang lebih rendah berlaku untuk beban maksimum dan kondisi geologi yang diperkirakan terburuk. Untuk tambang terbuka, faktor keselamatan yang umumnya digunakan adalah dalam kisaran 1,2–1,4, menggunakan analisis ekuilibrium batas untuk menghitung secara langsung faktor keselamatan, atau analisis numerik
untuk menghitung timbulnya ketegangan berlebih di lereng.

Meskipun metode desain probabilistik untuk lereng batuan pertama kali dikembangkan pada tahun 1970-an (Harr, 1977; Canada DEMR, 1978), metode tersebut tidak digunakan secara luas (pada tahun 2003). Alasan yang mungkin untuk kurangnya penerimaan ini adalah bahwa istilah seperti “probabilitas kegagalan 5%” dan “konsekuensi kegagalan Prinsip desain lereng batuan 11 yang dinyatakan sebagai nyawa hilang” tidak dipahami dengan baik, dan ada pengalaman terbatas tentang probabilitas yang dapat diterima untuk digunakan dalam desain (lihat Bagian 1.4.4).

Perhitungan regangan di lereng merupakan kemajuan terbaru dalam desain lereng. Teknik ini dihasilkan dari pengembangan metode analisis numerik, dan khususnya yang dapat menggabungkan diskontinuitas (Starfield dan Cundall, 1988). Ini paling banyak digunakan di bidang pertambangan di mana pergerakan dapat ditoleransi, dan lereng mengandung berbagai kondisi geologi (lihat Bab 10).

Metode desain faktor beban dan hambatan (LRFD) telah dikembangkan untuk desain struktural,
dan sekarang diperluas ke sistem geoteknik seperti pondasi dan struktur penahan.
Rincian lebih lanjut dari metode desain ini dibahas dalam Bagian 1.4.5.

Faktor keamanan yang sebenarnya, kemungkinan kegagalan atau regangan yang diijinkan yang digunakan dalam desain
harus sesuai untuk setiap situs. Proses desain membutuhkan pertimbangan yang cukup besar karena berbagai faktor geologi dan konstruksi yang harus dipertimbangkan.
Kondisi yang memerlukan penggunaan faktor keamanan pada kisaran tertinggi yang dikutip dalam
Tabel 1.3 meliputi:
• Program pengeboran terbatas yang tidak mencukupi kondisi pengambilan sampel di lokasi, atau
inti bor di mana terdapat kerusakan mekanis atau kehilangan inti yang ekstensif.
• Tidak adanya singkapan batuan sehingga pemetaan struktur geologi tidak memungkinkan, dan ada
tidak ada riwayat kondisi stabilitas lokal.
• Ketidakmampuan untuk mendapatkan sampel yang tidak terganggu untuk pengujian kekuatan, atau kesulitan dalam mengekstrapolasi
hasil uji laboratorium dengan kondisi in situ.
• Tidak adanya informasi tentang kondisi air tanah, dan fluktuasi musiman yang signifikan
di permukaan air tanah.
• Ketidakpastian dalam mekanisme kegagalan lereng dan keandalan metode analisis.
Misalnya, kegagalan jenis bidang dapat dianalisis dengan cukup yakin, sementara
mekanisme rinci dari kegagalan menjatuhkan kurang dipahami dengan baik.
• Perhatian terhadap kualitas konstruksi, termasuk material, inspeksi dan cuaca
kondisi.
• Konsekuensi ketidakstabilan, dengan faktor keamanan yang lebih tinggi digunakan untuk bendungan dan
rute transportasi utama, dan nilai yang lebih rendah untuk bangunan sementara atau jalan industri
untuk operasi penebangan dan penambangan.

Buku ini tidak mencakup penggunaan sistem penilaian massa batuan (Haines dan Terbrugge, 1991;
Durn dan Douglas, 1999) untuk desain lereng. Saat ini (2003), hal itu dianggap yang sering terjadi
pengaruh diskontinuitas diskrit pada stabilitas harus, dan dapat, dimasukkan langsung ke dalamnya
analisis stabilitas. Dalam pengenal massa batuan, struktur geologi hanya salah satu komponen pengenal dan tidak boleh diberi bobot yang sesuai dalam pengenal.

Aspek penting dari semua desain lereng batuan adalah kualitas peledakan yang digunakan dalam penggalian. Rancangan
mengasumsikan bahwa massa batuan terdiri dari balok utuh, yang bentuk dan ukurannya ditentukan oleh
diskontinuitas yang terjadi secara alami. Lebih lanjut, sifat diskontinuitas ini harus dapat diprediksi dari pengamatan singkapan permukaan dan inti bor. Namun, jika peledakan yang terlalu berat digunakan yang mengakibatkan kerusakan pada batuan di belakang permukaan, stabilitas dapat bergantung pada kondisi batuan yang retak. Karena sifat batuan rekahan tidak dapat diprediksi, kondisi stabilitas juga tidak dapat diprediksi. Peledakan dan pengendalian kerusakan akibat ledakan dibahas dalam Bab 11.

1.4.2 Analisis batas ekuilibrium (deterministik)
Kestabilan lereng batuan untuk kondisi geologi yang ditunjukkan pada Gambar 1.4 (a) dan (f) tergantung pada kekuatan geser yang dihasilkan sepanjang longsoran.

Gambar 1.8 Metode penghitungan faktor keamanan balok geser: (a) Diagram Mohr menunjukkan kuat geser yang ditentukan oleh kohesi c dan sudut gesek φ; (b) resolusi gaya W akibat berat balok menjadi komponen sejajar dan tegak lurus terhadap bidang geser (dip ψp).

Untuk semua kegagalan jenis geser, batuan dapat diasumsikan sebagai material Mohr-Coulomb di mana kekuatan geser dinyatakan dalam bentuk kohesi c dan sudut gesekan φ. Untuk permukaan geser di mana terdapat tegangan normal efektif σ yang bekerja, kekuatan geser τ yang dikembangkan pada permukaan ini diberikan oleh

τ = c + σ tan φ (1.1)

Persamaan (1.1) dinyatakan sebagai garis lurus pada tegangan normal-plot tegangan geser (Gambar 1.8 (a)),
di mana kohesi ditentukan oleh intersep pada sumbu tegangan geser, dan sudut gesekan adalah
ditentukan oleh kemiringan garis. Tegangan normal efektif adalah perbedaan antara tegangan akibat berat batuan yang berada di atas bidang geser dan pengangkatan akibat tekanan air.
bertindak di permukaan ini. Gambar 1.8 (b) menunjukkan kemiringan yang mengandung sambungan terus menerus yang keluar dari permukaan dan membentuk balok geser. Perhitungan faktor keamanan untuk balok yang ditunjukkan pada Gambar 1.8 (b) melibatkan resolusi gaya yang bekerja pada permukaan geser menjadi komponen yang bekerja tegak lurus dan sejajar dengan permukaan ini. Artinya, jika kemiringan permukaan geser adalah ψp, luasnya A, dan berat balok yang terletak di atas permukaan geser adalah W, maka tegangan normal dan geser pada bidang geser adalah

Tegangan normal: σ = W cos ψp / A
dan tegangan geser: τs = W sin ψp / A (1.2)
dan persamaan (1.1) dapat dinyatakan sebagai
τ = c + (W cos ψp tan φ) / A (1,3)
atau
τsA = W sin ψp dan
τA = cA + W cos ψp tan φ (1.4)

Dalam persamaan (1.4), suku [W sin ψp] mendefinisikan gaya resultan yang bekerja pada bidang geser
dan disebut “gaya penggerak” (τsA), sedangkan istilah [cA + W cos ψp tan φ] mendefinisikan gaya geser
gaya-gaya kekuatan yang bekerja di atas bidang yang menahan luncuran dan disebut sebagai “gaya-gaya penahan” (τA).
Stabilitas balok pada Gambar 1.8 (b) dapat diukur dengan rasio gaya penahan dan penggerak, yang disebut faktor keselamatan, FS. Oleh karena itu, ekspresi untuk faktor
keamanan
FS = gaya penahan / gaya penggerak (1,5)
FS = (cA + W cos ψp tan φ) / (W sin ψp) (1.6)

Tegangan geser geser τs dan tegangan geser resisten τ ditentukan oleh persamaan (1.4) diplot pada Gambar 1.8 (a). Pada Gambar 1.8 (a) terlihat bahwa tegangan tahan melebihi tegangan geser, sehingga faktor keselamatan lebih besar dari satu dan kemiringan stabil.

Jika permukaan geser bersih dan tidak mengandung pengisi maka kohesi cenderung nol dan persamaan (1.6) tereduksi menjadi
FS = (cos ψp · tan φ) / sin ψp (1.7)
atau
FS = 1 ketika ψp = φ (1,8)

Persamaan (1.7) dan (1.8) menunjukkan bahwa untuk permukaan yang kering dan bersih tanpa penyangga yang terpasang, blok tersebut
batuan akan bergeser ketika sudut kemiringan permukaan geser sama dengan sudut gesekan permukaan ini,
dan stabilitas itu tidak tergantung pada ukuran balok geser. Artinya, blok tersebut dalam kondisi tertentu
dari “ekuilibrium pembatas” ketika gaya pendorong persis sama dengan gaya menolak dan
faktor keamanan sama dengan 1.0. Oleh karena itu, metode analisis stabilitas lereng dijelaskan dalam hal ini
bagian ini disebut analisis ekuilibrium batas.

Gambar 1.9 Pengaruh gaya air tanah dan baut terhadap faktor keamanan lereng batuan: (a) air tanah dan gaya baut yang bekerja pada permukaan geser; (b) Diagram Mohr tegangan yang bekerja pada permukaan geser yang menunjukkan kondisi stabilitas stabil dan tidak stabil.

Analisis kesetimbangan batas dapat diterapkan pada berbagai kondisi dan dapat menggabungkan gaya seperti gaya air yang bekerja pada permukaan geser, serta gaya penguat eksternal yang dipasok oleh jangkar batuan yang dikencangkan. Gambar 1.9 (a) menunjukkan lereng yang mengandung permukaan geser dengan luas A dan kemiringan ψp, dan retak tegangan vertikal. Kemiringan sebagian jenuh sehingga retakan tegangan setengah terisi dengan air, dan tabel air keluar di mana permukaan geser menerangi permukaan lereng. Tekanan air yang dihasilkan pada retakan tegangan dan pada permukaan geser dapat didekati dengan diagram gaya segitiga dimana tekanan maksimum, p pada dasar retakan tegangan dan ujung atas permukaan geser diberikan oleh
p = γw hw (1.9)
dengan γw adalah satuan berat air dan hw adalah tinggi vertikal air pada retakan tegangan.
Berdasarkan asumsi tersebut, gaya air yang bekerja pada retakan tegangan, V, dan pada bidang geser, U, adalah sebagai berikut:
V = 1 / 2.w.h2w dan U = 1 / 2.γw.hwA (1.10)
dan faktor keamanan lereng dihitung dengan memodifikasi persamaan (1.6) sebagai berikut:
FS = cA + (W cos ψp – U – V sin ψp) tan φ / (W sin ψp + V cos ψp) (1.11)
Demikian pula, persamaan dapat dikembangkan untuk lereng yang diperkuat di mana jangkar batuan yang dikencangkan telah dipasang dengan jangkar di bawah bidang geser.

Jika jangkar adalah T dan dipasang pada sudut ψT di bawah horizontal, maka gaya normal dan gaya geser yang bekerja pada bidang geser akibat tegangan jangkar adalah:
NT = T sin (ψT + ψp) dan
ST = T cos (ψT + ψp) (1,12)
dan persamaan yang menentukan faktor keamanan dari lereng berlabuh yang jenuh sebagian adalah
FS = cA + (W cos ψp – U – V sin ψp + T sin (ψT + ψp)) tan φ / (W sin ψp + V cos ψp – T cos (ψT + ψp))
(1.13)
Gambar 1.9 (b) menunjukkan pada diagram Mohr besarnya tegangan normal dan tegangan geser
permukaan geser yang dikembangkan oleh air dan gaya baut, dan pengaruhnya terhadap faktor tersebut
keamanan. Artinya, gaya destabilisasi (misalnya air) menurunkan tegangan normal dan meningkatkan tegangan geser, dan cenderung menyebabkan resultan gaya berada di atas garis kekuatan pembatas, yang menunjukkan ketidakstabilan (Titik B). Sebaliknya, gaya penstabil (baut dan drainase) meningkatkan tegangan normal dan menurunkan tegangan geser, dan menyebabkan resultan berada di bawah garis, yang menunjukkan stabilitas (Titik C).

Diagram gaya pada Gambar 1.9 (b) juga dapat digunakan untuk menunjukkan bahwa sudut kemiringan optimum untuk
baut, yaitu kemiringan yang menghasilkan faktor keamanan terbesar untuk gaya jangkar batuan tertentu
ψT (opt) = φ – ψp atau φ = ψp + ψT (opt) (1.14)

Penerapan yang ketat dari persamaan (1.14) dapat menunjukkan bahwa jangkar harus dipasang di atas
horizontal, yaitu, ψT negatif. Namun, dalam praktiknya, biasanya lebih baik memasang jangkar di bawah horizontal karena ini memudahkan pengeboran dan grouting, serta menyediakan pemasangan yang lebih andal.

Contoh analisis kesetimbangan batas untuk menghitung stabilitas lereng batuan menunjukkan bahwa ini adalah metode serbaguna yang dapat diterapkan pada berbagai kondisi. Salah satu batasan metode kesetimbangan batas adalah bahwa semua gaya diasumsikan bekerja melalui pusat gravitasi balok, dan tidak ada momen yang dihasilkan.

Analisis yang dijelaskan dalam bagian ini dapat diterapkan pada balok yang meluncur pada bidang. Akan tetapi, dalam kondisi geometris tertentu, blok tersebut dapat roboh daripada bergeser, dalam hal ini harus digunakan bentuk analisis ekuilibrium batas yang berbeda. Gambar 1.10 menunjukkan kondisi yang membedakan balok stabil, balok geser, dan balok terguling dalam kaitannya dengan lebar x dan tinggi y balok, kemiringan ψp bidang tempatnya, dan sudut gesekan surface permukaan ini. Balok geser dianalisis baik sebagai kegagalan bidang atau baji (lihat Bab 6 dan 7 masing-masing), sedangkan analisis kegagalan tumbang dibahas di Bab 9. Gambar 1.10 (b) menunjukkan bahwa hanya ada kondisi terbatas di mana terjadi tumbang, dan pada Faktanya ini adalah jenis kegagalan yang kurang umum dibandingkan dengan kegagalan geser.

Referensi: Wyllie, Duncan C. Dan Mah, Christopher W (2004) Teknik lereng batu – sipil dan pertambangan edisi ke-4, London dan New York

By dharma, ago

Principle of Rock Slope Design – 1.2 Principles of rock slope engineering

1.2 Principles of rock slope engineering
This section describes the primary issues that need to be considered in rock slope design for civil projects and open pit mines. The basic difference between these two types of project are that in
civil engineering a high degree of reliability is required because slope failure, or even rock falls,
can rarely be tolerated. In contrast, some movement of open pit slopes is accepted if production
is not interrupted, and rock falls are of little consequence.

Figure 1.2 Relationship between slope height and slope angle for open pits, and natural and engineered slopes: (a) pit slopes and caving mines (Sjöberg, 1999); and (b) natural and engineered slopes in China (data from Chen (1995a,b)).

As a frame of reference for rock slope design, Figure 1.2 shows the results of surveys of the
slope height and angle and stability conditions for natural, engineered and open pit mine slopes
(Chen, 1995a,b; Sjöberg, 1999). It is of interest to note that there is some correspondence between the steepest and highest stable slopes for both natural and man-made slopes. The graphs also show that there are many unstable slopes at flatter angles and lower heights than the maximum values because weak rock or adverse structure can result in instability of even low slopes.

1.2.1 Civil engineering
The design of rock cuts for civil projects such as highways and railways is usually concerned
with details of the structural geology. That is, Principles of rock slope design 5 Figure 1.3 Cut face coincident with continuous, low friction bedding planes in shale on Trans Canada Highway near Lake Louise, Alberta. (Photograph by A. J. Morris.) the orientation and characteristics (such as length, roughness and infilling materials) of the joints, bedding and faults that occur behind the rock face. For example,

Figure 1.3 Cut face coincident with continuous, low friction bedding planes in shale on Trans Canada Highway near Lake Louise, Alberta. (Photograph by A. J. Morris.)

Figure 1.3 shows a cut slope in shale containing smooth bedding planes that are continuous over the full height of the cut and dip at an angle of about 50◦ towards the highway. Since the friction angle of these discontinuities is about 20–25◦, any attempt to excavate this cut at a steeper angle than the dip of the beds would result in blocks of rock sliding from the face on the beds; the steepest unsupported cut that can be made is equal to the dip of the beds. However, as the alignment of the road changes so that the strike of the beds is at right angles to the cut face (right side of photograph), it is not possible for sliding to occur on the beds, and a steeper face can be excavated.

For many rock cuts on civil projects, the stresses in the rock are much less than the rock strength so there is little concern that fracturing of intact rock will occur. Therefore, slope design is primarily concerned with the stability of blocks of rock formed by the discontinuities. Intact rock strength, which is used indirectly in slope design, relates to the shear strength of discontinuities and rock masses, as well as excavation methods and costs.

Figure 1.4 shows a range of geological conditions and their influence on stability, and illustrates the types of information that are important to design. Slopes (a) and (b) show typical conditions for sedimentary rock, such as sandstone and limestone containing continuous beds, on which sliding can occur if the dip of the beds is steeper than the friction angle of the discontinuity surface. In (a) the beds “daylight” on the steep cut face and blocks may slide on the bedding, while in (b) the face is coincident with the bedding and the face is stable. In (c) the overall face is also stable because the main discontinuity set dips into the face. However, there is some risk of instability of surficial blocks of rock formed by the conjugate joint set that dips out of the face, particularly if there has been blast damage during construction. In (d) the main joint set also dips into the face but at a steep angle to form a series of thin slabs that can fail by toppling where the center of gravity of the block lies outside the base. Slope (e) shows a typical horizontally bedded sandstone–shale sequence in which the shale weathers considerably faster than the sandstone to form a series of overhangs that can fail suddenly along vertical stress relief joints. Slope (f) is cut in weak rock containing closely spaced but low persistence joints that do not form a continuous sliding surface. A steep slope cut in this weak rock mass may fail along a shallow circular surface, partially along joints and partially through intact rock.

Figure 1.4 Influence of geological conditions on stability of rock cuts: (a) potentially unstable—discontinuities “daylight” in face; (b) stable slope—face excavated parallel to discontinuities; (c) stable slope—discontinuities dip into face; (d) toppling failure of thin beds dipping steeply into face; (e) weathering of shale beds undercuts strong sandstone beds to form overhangs; (f) potentially shallow circular failure in closely fractured, weak rock.

 

1.2.2 Open pit mining slope stability
The three main components of an open pit slope
design are as follows (Figure 1.5).

Figure 1.5 Typical open pit slope geometry showing relationship between overall slope angle, inter-ramp angle and bench geometry.

 

First, the overall pit slope angle from crest to toe, incorporates all ramps and benches. This may be a composite slope with a flatter slope in weaker, surficial materials, and a steeper slope in more competent rock at depth. In addition, the slope angle may vary around the pit to accommodate both differing geology and the layout of the ramp. Second, the inter-ramp angle is the slope, or slopes, lying between each ramp that will depend on the number of ramps and their widths. Third,  the face angle of individual benches depends on vertical spacing between benches, or combined multiple benches, and the width of the benches required to contain minor rock falls.

Some of the factors that may influence slope design are the slope height, geology, rock strength, ground water pressures and damage to the face by blasting. For example, with each successive push-back of a slope, the depth of the pit will increase and there may need to be a corresponding decrease in the overall slope angle. Also, for slopes on which the ramp is located, the slope angle may be flatter to limit the risk of failures that take out the ramp, compared to slopes with no ramp where some instability may be tolerated. Where there is significant water pressure in the slope, consideration may be given to installing a drainage system if it can be shown that a reduction in water pressure will allow the slope angle to be increased. For deep pits where an increase in slope angle of one or two degrees will result in a saving of several million cubic meters of rock excavation, an extensive drainage system may be justified. Such drainage systems could comprise fans of holes with lengths of hundreds of meters drilled from the slope face, or a drainage adit with holes drilled into the rock above the tunnel.

With respect to the bench face angle, this may be governed by the orientation of a predominant joint set if there are joints that dip out of the face at a steep angle. If this situation does not exist, then the bench angle will be related to the overall slope geometry, and whether single benches are combined into multiple benches. One factor that may influence the maximum height of individual benches is the vertical reach of excavating equipment, to limit the risk accidents due to collapse of the face.

In order to provide a guideline on stable pit slope angles, a number of studies have been carried out showing the relationship between slope angle, slope height and geology; the records also distinguished whether the slopes were stable or unstable (see Figure 1.2). These studies have been made for both open pit mine slopes (Sjöberg, 1999), and natural and engineered slopes in China (Chen, 1995a,b). As would be expected, if the slopes were not selected according to geology, there is little correlation between slope height and angle for stable slopes. However, sorting of the data according to rock type and rock strength shows a reasonable correlation between slope height and angle for each classification.

1.3 Slope features and dimensions
The International Association of Engineering Geology has prepared definitions of landslide features and dimensions as shown in Figures 1.6 and 1.7 (IAEG, 1990; TRB, 1996). Although the diagrams depicting the landslides show soil-type slides with circular sliding surfaces, many of these landslide features are applicable to both rock slides and slope failures in weak and weathered rock. The value of the definitions shown in  Figures 1.6 and 1.7 is to encourage the use of consistent terminology that can be clearly understood by others in the profession when investigating and reporting on rock slopes and landslides.

Figure 1.6 Definitions of landslide features: upper portion, plan of typical landslide in which dashed line indicates trace of rupture surface on original ground surface; lower portion, section in which hatching indicates undisturbed ground and stippling shows extent of displaced material. Numbers refer to dimensions defined in Table 1.1 (IAEG Commission on Landslides, 1990).

Figure 1.7 Definitions of landslide dimensions: upper portion, plan of typical landslide in which dashed line is trace of rupture surface on original ground surface; lower portion, section in which hatching indicates undisturbed ground, stippling shows extent of displaced material, and broken line is original ground surface. Numbers refer to dimensions defined in Table 1.2 (IAEG Commission on Landslides, 1990).

 

References : Wyllie, Duncan C. And Mah, Christopher W  (2004) Rock slope engineering – civil and mining 4th edition, London and New York

 

By dharma, ago

Prinsip Desain Lereng Batuan – 1.2 Prinsip rekayasa lereng batuan

1.2 Prinsip rekayasa lereng batuan
Bagian ini menjelaskan masalah utama yang perlu dipertimbangkan dalam desain lereng batuan untuk proyek sipil dan tambang terbuka. Perbedaan mendasar antara kedua jenis proyek ini adalah
teknik sipil tingkat keandalan yang tinggi diperlukan karena kegagalan lereng, atau bahkan batu jatuh,
jarang bisa ditoleransi. Sebaliknya, beberapa pergerakan lereng tambang terbuka dapat diterima jika produksi
tidak terputus, dan batu jatuh tidak terlalu penting.

Gambar 1.2 Hubungan antara tinggi lereng dan sudut lereng untuk lubang terbuka, dan lereng alami dan hasil rekayasa: (a) lereng pit dan tambang caving (Sjöberg, 1999); dan (b) lereng alami dan hasil rekayasa di Cina (data dari Chen (1995a, b)).

Sebagai kerangka acuan untuk desain lereng batuan, Gambar 1.2 menunjukkan hasil survei
tinggi dan sudut lereng serta kondisi stabilitas untuk lereng tambang alami, rekayasa dan terbuka
(Chen, 1995a, b; Sjöberg, 1999). Menarik untuk dicatat bahwa ada beberapa korespondensi antara lereng paling curam dan paling stabil untuk lereng alami dan lereng buatan. Grafik juga menunjukkan bahwa terdapat banyak lereng yang tidak stabil pada sudut yang lebih datar dan ketinggian yang lebih rendah dari nilai maksimum karena batuan yang lemah atau struktur yang merugikan dapat mengakibatkan ketidakstabilan bahkan pada lereng yang rendah.

1.2.1 Teknik Sipil
Desain potongan batu untuk proyek sipil seperti jalan raya dan rel kereta api biasanya menjadi perhatian
dengan detail geologi struktur. Yaitu, Prinsip desain lereng batuan 5 Gambar 1.3 Permukaan potong bertepatan dengan bidang perlapisan gesekan rendah yang terus menerus di serpih di Jalan Raya Trans Kanada dekat Danau Louise, Alberta. (Foto oleh A. J. Morris.) Orientasi dan karakteristik (seperti panjang, kekasaran dan bahan pengisi) dari sambungan, lapisan dan sesar yang terjadi di belakang permukaan batuan. Sebagai contoh,

Figure 1.3 Cut face coincident with continuous, low friction bedding planes in shale on Trans Canada Highway near Lake Louise, Alberta. (Photograph by A. J. Morris.)

Figure 1.3 sho

adalah lereng yang dipotong dalam serpih yang mengandung bidang perlapisan halus yang kontinu di atas ketinggian penuh potongan dan kemiringan pada sudut sekitar 50◦ ke arah jalan raya. Karena sudut gesekan dari diskontinuitas ini adalah sekitar 20-25◦, setiap usaha untuk menggali potongan ini pada sudut yang lebih curam daripada kemiringan lapisan akan menghasilkan balok-balok batu yang bergeser dari permukaan pada lapisan; potongan tak tertopang yang paling curam yang bisa dibuat sama dengan kemiringan tempat tidur. Namun demikian, karena kesejajaran jalan berubah sehingga pemogokan bedengan berada pada sudut kanan ke permukaan yang dipotong (sisi kanan foto), tidak mungkin terjadi longsor pada bedengan, dan permukaan yang lebih curam dapat digali. .

Untuk banyak pemotongan batuan pada proyek sipil, tekanan pada batuan jauh lebih kecil daripada kekuatan batuan sehingga hanya ada sedikit kekhawatiran bahwa rekahan batuan utuh akan terjadi. Oleh karena itu, desain lereng terutama berkaitan dengan stabilitas balok batuan yang dibentuk oleh diskontinuitas. Kekuatan batuan utuh, yang digunakan secara tidak langsung dalam desain lereng, berkaitan dengan kekuatan geser diskontinuitas dan massa batuan, serta metode dan biaya penggalian.

Gambar 1.4 menunjukkan berbagai kondisi geologi dan pengaruhnya terhadap stabilitas, dan menggambarkan jenis informasi yang penting untuk desain. Lereng (a) dan (b) menunjukkan kondisi khas untuk batuan sedimen, seperti batupasir dan batugamping yang mengandung lapisan kontinyu, di mana longsoran dapat terjadi jika kemiringan lapisan lebih curam dari sudut gesekan permukaan diskontinuitas. Dalam (a) tempat tidur “siang hari” di bagian muka yang curam dan balok-balok dapat bergeser di atas tempat tidur, sedangkan di (b) permukaannya bertepatan dengan tempat tidur dan permukaannya stabil. Pada (c) wajah keseluruhan juga stabil karena set diskontinuitas utama masuk ke dalam wajah. Namun, ada beberapa risiko ketidakstabilan blok permukaan batuan yang dibentuk oleh rangkaian sambungan konjugasi yang turun dari permukaan, khususnya jika telah terjadi kerusakan akibat ledakan selama konstruksi. Dalam (d) set sambungan utama juga menukik ke dalam permukaan tetapi pada sudut yang curam untuk membentuk serangkaian lempengan tipis yang dapat gagal karena terguling di mana pusat gravitasi balok berada di luar alas. Kemiringan (e) menunjukkan urutan batu pasir-serpih yang dilapisi secara horizontal di mana cuaca serpih jauh lebih cepat daripada batu pasir untuk membentuk serangkaian overhang yang dapat runtuh secara tiba-tiba di sepanjang sambungan pelepas tegangan vertikal. Kemiringan lereng (f) dipotong pada batuan lemah yang memiliki sambungan dengan jarak dekat tetapi persistensi rendah yang tidak membentuk permukaan geser terus menerus. Potongan lereng yang curam pada massa batuan lemah ini dapat runtuh di sepanjang permukaan melingkar yang dangkal, sebagian di sepanjang sambungan dan sebagian menembus batuan utuh.

Gambar 1.4 Pengaruh kondisi geologi pada stabilitas potongan batuan: (a) berpotensi tidak stabil — diskontinuitas “siang hari” di muka; (b) lereng stabil — permukaan digali sejajar dengan diskontinuitas; (c) kemiringan yang stabil — diskontinuitas menukik ke permukaan; (d) kegagalan menjatuhkan tempat tidur tipis yang menukik tajam ke muka; (e) pelapukan lapisan serpih yang memotong lapisan batu pasir yang kuat untuk membentuk overhang; (f) kegagalan melingkar yang berpotensi dangkal pada batuan lemah yang retak.

 

1.2.2 Stabilitas lereng tambang terbuka
Tiga komponen utama lereng tambang terbuka
desain adalah sebagai berikut (Gambar 1.5).

Gambar 1.5 Geometri lereng pit terbuka tipikal yang menunjukkan hubungan antara sudut lereng secara keseluruhan, sudut antar ramp dan geometri bangku.

 

Pertama, sudut kemiringan pit keseluruhan dari puncak sampai ujung kaki, menggabungkan semua ramp dan bangku. Ini mungkin merupakan lereng komposit dengan kemiringan yang lebih datar pada material permukaan yang lebih lemah, dan lereng yang lebih curam pada batuan yang lebih kompeten di kedalaman. Selain itu, sudut kemiringan dapat bervariasi di sekitar lubang untuk mengakomodasi perbedaan geologi dan tata letak lereng. Kedua, sudut antar ramp adalah lereng, atau lereng, yang terletak di antara setiap lereng yang bergantung pada jumlah lereng dan lebarnya. Ketiga, sudut muka bangku individu tergantung pada jarak vertikal antara bangku, atau gabungan beberapa bangku, dan lebar bangku yang dibutuhkan untuk menampung batu kecil jatuh.

Beberapa faktor yang dapat mempengaruhi desain lereng adalah ketinggian lereng, geologi, kekuatan batuan, tekanan air tanah dan kerusakan permukaan akibat peledakan. Misalnya, dengan setiap kemunduran lereng yang berurutan, kedalaman lubang akan bertambah dan mungkin perlu ada penurunan yang sesuai untuk keseluruhan sudut lereng. Selain itu, untuk lereng di mana lereng berada, sudut kemiringan mungkin lebih datar untuk membatasi risiko kegagalan yang menyebabkan jalan keluar, dibandingkan dengan lereng tanpa lereng di mana beberapa ketidakstabilan dapat ditoleransi. Jika ada tekanan air yang signifikan di lereng, pertimbangan dapat diberikan untuk memasang sistem drainase jika dapat ditunjukkan bahwa penurunan tekanan air akan memungkinkan peningkatan sudut lereng. Untuk lubang dalam di mana peningkatan sudut kemiringan satu atau dua derajat akan menghasilkan penghematan beberapa juta meter kubik penggalian batuan, sistem drainase yang ekstensif dapat digunakan. Sistem drainase semacam itu dapat terdiri dari kipas lubang dengan panjang ratusan meter yang dibor dari permukaan lereng, atau saluran drainase dengan lubang yang dibor ke batu di atas terowongan.

Berkenaan dengan sudut muka bangku, hal ini dapat diatur oleh orientasi rangkaian sambungan utama jika ada sambungan yang turun dari muka pada sudut yang curam. Jika situasi ini tidak terjadi, maka sudut bangku akan dikaitkan dengan geometri lereng keseluruhan, dan apakah bangku tunggal digabungkan menjadi beberapa bangku. Salah satu faktor yang dapat mempengaruhi ketinggian maksimum masing-masing bangku adalah jangkauan vertikal peralatan gali, untuk membatasi risiko kecelakaan akibat runtuhnya permukaan.

Untuk memberikan pedoman tentang sudut lereng pit yang stabil, sejumlah penelitian telah dilakukan yang menunjukkan hubungan antara sudut lereng, ketinggian lereng dan geologi; catatan juga membedakan apakah lereng stabil atau tidak (lihat Gambar 1.2). Studi ini telah dilakukan untuk kedua lereng tambang terbuka (Sjöberg, 1999), dan lereng alami dan rekayasa di Cina (Chen, 1995a, b). Seperti yang diharapkan, jika lereng tidak dipilih menurut geologi, ada sedikit korelasi antara ketinggian dan sudut lereng untuk lereng yang stabil. Namun demikian, pemilahan data menurut jenis batuan dan kekuatan batuan menunjukkan korelasi yang wajar antara ketinggian lereng dan sudut untuk setiap klasifikasi.

1.3 Fitur dan dimensi lereng
Asosiasi Internasional Teknik Geologi telah menyiapkan definisi fitur dan dimensi longsor seperti yang ditunjukkan pada Gambar 1.6 dan 1.7 (IAEG, 1990; TRB, 1996). Meskipun diagram yang menggambarkan longsor menunjukkan longsoran jenis tanah dengan permukaan geser melingkar, banyak dari fitur longsor ini dapat diterapkan pada longsoran batuan dan longsor pada batuan lemah dan lapuk. Nilai definisi yang ditunjukkan pada Gambar 1.6 dan 1.7 adalah untuk mendorong penggunaan terminologi yang konsisten yang dapat dipahami dengan jelas oleh orang lain dalam profesinya saat menyelidiki dan melaporkan lereng batuan dan tanah longsor.

Gambar 1.6 Definisi fitur-fitur longsor: bagian atas, denah tipikal longsor di mana garis putus-putus menunjukkan jejak permukaan tanah yang pecah; bagian bawah, bagian di mana arsiran menunjukkan tanah yang tidak terganggu dan bintik-bintik menunjukkan luasnya material yang dipindahkan. Angka mengacu pada dimensi yang ditentukan dalam Tabel 1.1 (Komisi IAEG tentang Tanah longsor, 1990).

Gambar 1.7 Definisi dimensi longsor: bagian atas, denah tipikal longsor di mana garis putus-putus merupakan jejak permukaan tanah yang pecah; bagian bawah, bagian di mana arsiran menunjukkan tanah tidak terganggu, bintik-bintik menunjukkan luasnya material yang dipindahkan, dan garis putus-putus adalah permukaan tanah asli. Angka mengacu pada dimensi yang ditentukan dalam Tabel 1.2 (Komisi IAEG tentang Tanah longsor, 1990).

 

Referensi: Wyllie, Duncan C. Dan Mah, Christopher W (2004) Teknik lereng batu – sipil dan pertambangan edisi ke-4, London dan New York

 

By dharma, ago

Principle of Rock Slope Design – Introduction

I. Introduction

A variety of engineering activities require excavation of rock cuts. In civil engineering,
projects include transportation systems such as highways and railways, dams for power production and water supply, and industrial and urban development. In mining, open pits account for the
major portion of the world’s mineral production. The dimensions of open pits range from areas of a few hectares and depths of less than 100 m, for some high grade mineral deposits and quarries in urban areas, to areas of hundreds of hectares and depths as great as 800 m, for low grade ore deposits. The overall slope angles for these pits range from near vertical for shallow pits in good quality rock to flatter than 30◦ for those in very poor quality rock.
Figure 1.1 shows two typical rock slopes.
Figure 1.1(a) is a rock cut, with a face angle of about 60◦, supported with tensioned anchors
incorporating reinforced concrete bearing pads about 1 m2 that distribute the anchor load on
the face. The face is also covered with shotcrete to prevent weathering and loosening between the
bolts. Water control measures include drain holes through the shotcrete and drainage channels on
the benches and down the face to collect surface run-off. The support is designed to both ensure
long-term stability of the overall slope, and minimize rock falls that could be a hazard to traffic.
Figure 1.1(b) shows the Palabora open pit in South Africa that is 830 m deep and an overall
slope angle of 45–50◦; this is one of the steepest and deepest pits in the world (Stewart et al., 2000).

 

 

 

 

 

 

 

Figure 1.1 Examples of rock slopes: (a) rock slope in Hong Kong supported with tensioned rock anchors and reinforced concrete reaction blocks, and shotcrete (photograph by Gary Fu); and (b) 830 m deep Palabora open pit copper mine, South Africa. (Photograph courtesy: Rio Tinto Ltd.)

The upper part of the pit is accessed via a dual ramp system, which reduces to a single ramp in
the lower part of the pit. In addition to these man-made excavations, in mountainous terrain the stability of natural rock slopes may also be of concern. For example, highways and railways located in river valleys may be located below such slopes, or cut into the toe, which may be detrimental to stability. One of the factors that may influence the stability of natural rock slopes is the regional tectonic setting. Factors of safety may be only slightly greater than unity where there is rapid uplift of the land mass and corresponding down-cutting of the watercourses, together with earthquakes that loosen and displace the slope. Such conditions exist in seismically active areas such as the Pacific Rim, the Himalayas and central Asia. The required stability conditions of rock slopes will vary depending on the type of project and the consequence of failure. For example, for cuts above a highway carrying high traffic volumes it will be important that the overall slope be
stable, and that there be few if any rock falls that reach the traffic lanes. This will often require
both careful blasting during construction, and the installation of stabilization measures such as
rock anchors. Because the useful life of such stabilization measures may only be 10–30 years,
depending on the climate and rate of rock degradation, periodic maintenance may be required for
long-term safety. In contrast, slopes for open pit mines are usually designed with factors of safety  in the range of 1.2–1.4, and it is accepted that movement of the slope and possibly some partial
slope failures will occur during the life of the mine. In fact, an optimum slope design is one that
fails soon after the end of operations. In the design of cut slopes, there is usually little
flexibility to adjust the orientation of the slope to suit the geological conditions encountered in
the excavation. For example, in the design of a highway, the alignment is primarily governed
by such factors as available right-of-way, grades and vertical and horizontal curvature. Therefore,
the slope design must accommodate the particular geological conditions that are encountered
along the highway. Circumstances where geological conditions may dictate modifications to
the slope design include the need for relocation where the alignment intersects a major landslide
that could be activated by construction. With respect to open pit slope design, the pit must
obviously be located on the ore body, and the design must accommodate the geological conditions that exist within the area of the pit. This may require different slope designs around
the pit. The common design requirement for rock cuts is to determine the maximum safe cut face angle compatible with the planned maximum height. The design process is a trade-off between stability and economics. That is, steep cuts are usually less expensive to construct than flat cuts because there is less volume of excavated rock, less acquisition of right-of-way and smaller cut face areas. However, with steep slopes it may be necessary to install extensive stabilization measures such as rock bolts and shotcrete in order to minimize both the risk of overall slope instability and rock falls during the operational life of the project.
1.1.1 Scope of book
The design of rock cuts involves the collection of geotechnical data, the use of appropriate design
methods, and the implementation of excavation methods and stabilization/protection measures
suitable for the particular site conditions. In order to address all these issues, the book is divided
into three distinct sections that cover respectively design data, design methods and excavation/support procedures. Details of the main topics covered in each section are as follows:

(a) Design data
• Geological data of which structural geology is usually the most important. This
information includes the orientation of Principles of rock slope design 3 discontinuities and their characteristics such as length, spacing, roughness and infilling. Chapter 2 discusses interpretation of these data, while Chapter 3 describes methods of data collection.
• Rock strength with the most important parameter being the shear strength of
discontinuity surfaces or rock masses, and to a lesser extent the compressive
strength of the intact rock (Chapter 4).
• Ground water conditions comprise the likely ground water level within the
slope, and procedures to drain the slope, if necessary (Chapters 5 and 12).

(b) Design methods
• Design methods for rock slopes fall into two groups—limit equilibrium analysis and numerical analysis. Limit equilibrium analyses calculates the factor of safety of the slope and different procedures are used for plane, wedge, circular and toppling failures; the type of failure is defined by the geology of the slope (Chapters 6–9). Numerical analysis examines the stresses and strains developed in the slope, and stability is assessed by comparing the stresses in the slope with the rock strength (Chapter 10).

(c) Excavation and stabilization
• Blasting issues relevant to slope stability include production blasting, controlled blasting on final faces, and in urban areas the control of damage from ground vibrations, flyrock and noise (Chapter 11).
• Stabilization methods include rock reinforcement with rock anchors and dowels, rock removal involving scaling and trim blasting, and rock fall protection measures comprising ditches, fences and sheds (Chapter 12).
• Monitoring of slope movement is often an important part of slope management in open pit mines. Surface and sub-surface monitoring methods are discussed, as well as interpretation of
the data (Chapter 13).
• Civil and mining applications are discussed in Chapters 14 and 15, respectively, which describe examples of slope design, including stabilization methods and movement monitoring programs.
The examples illustrate the design procedures discussed in the earlier chapters. Also included in the book are a series of example problems demonstrating both data analysis and design methods.

1.1.2 Socioeconomic consequences of slope failures
Failures of rock slopes, both man-made and natural, include rock falls, overall slope instability and landslides, as well as slope failures in open pit mines. The consequence of such failures can
range from direct costs of removing the failed rock and stabilizing the slope to possibly a wide
variety of indirect costs. Examples of indirect costs include damage to vehicles and injury to passengers on highways and railways, traffic delays, business disruptions, loss of tax revenue due to decreased land values, and flooding and disruption to water supplies where rivers are blocked by
slides. In the case of mines, slope failures can result in loss of production together with the cost of
removal of the failed material, and possible loss of ore reserves if it is not possible to mine the pit
to its full depth. The cost of slope failures is greatest in urbanized areas with high population densities where even small slides may destroy houses and block transportation routes (Transportation Research Board, 1996). In contrast, slides in rural areas may have few indirect costs, except perhaps the costs due to the loss of agricultural land. An example of a landslide that resulted in severe economic costs is the 1983 Thistle Slide in Utah that resulted in losses of about $200 million when the landslide dammed the Spanish Fork River severing railways and highways, and flooding the town  of Thistle (University of Utah, 1985). An example of a landslide that resulted in both loss of life and economic costs is the Vaiont Slide in Italy in 1963. The slide inundated a reservoir sending a wave over the crest of the dam that destroyed five villages and took about 2000 lives (Kiersch, 1963; Hendron and Patton, 1985).
A country that experiences high costs of rock falls and landslides is Japan. This country has
both highly developed infrastructure and steep mountainous terrain, and in addition, there are
frequent triggering events such as high rainfall, freeze–thaw cycles and ground shaking due to
earthquakes. Documentation of major landslides between 1938 and 1981 recorded total losses
of 4834 lives and 188,681 homes (Ministry of Construction, Japan, 1983).

References : Wyllie, Duncan C. And Mah, Christopher W  (2004) Rock slope engineering – civil and mining 4th edition, London and New York

By dharma, ago