Blog

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

Prinsip Desain Lereng Batuan – Pendahuluan

I. Pendahuluan

Berbagai kegiatan teknik membutuhkan penggalian potongan batuan. Dalam teknik sipil,
Proyek-proyek tersebut meliputi sistem transportasi seperti jalan raya dan rel kereta api, bendungan untuk produksi listrik dan pasokan air, serta pembangunan industri dan perkotaan. Dalam penambangan, buka akun pit untuk
bagian utama dari produksi mineral dunia. Dimensi lubang terbuka berkisar dari beberapa hektar dan kedalaman kurang dari 100 m, untuk beberapa endapan mineral kelas tinggi dan tambang di daerah perkotaan, hingga area seluas ratusan hektar dan kedalaman sampai 800 m, untuk bijih kadar rendah deposito. Sudut kemiringan keseluruhan untuk pit ini berkisar dari hampir vertikal untuk pit dangkal pada batuan berkualitas baik hingga lebih datar dari 30◦ untuk pit dengan kualitas sangat buruk.
Gambar 1.1 menunjukkan dua lereng batuan yang khas.
Gambar 1.1 (a) adalah potongan batu, dengan sudut muka sekitar 60◦, didukung dengan jangkar yang dikencangkan
menggabungkan bantalan bantalan beton bertulang sekitar 1 m2 yang mendistribusikan beban jangkar
muka. Wajah juga dilapisi dengan shotcrete untuk mencegah pelapukan dan pelonggaran di antara
baut. Langkah-langkah pengendalian air termasuk lubang pembuangan melalui shotcrete dan saluran drainase
bangku dan permukaan untuk mengumpulkan limpasan permukaan. Dukungan dirancang untuk memastikan keduanya
stabilitas jangka panjang dari keseluruhan lereng, dan meminimalkan jatuhnya batuan yang dapat membahayakan lalu lintas.
Gambar 1.1 (b) menunjukkan lubang terbuka Palabora di Afrika Selatan dengan kedalaman 830 m secara keseluruhan
sudut kemiringan 45–50◦; ini adalah salah satu lubang paling curam dan terdalam di dunia (Stewart et al., 2000).

 

 

 

 

 

 

 

Gambar 1.1 Contoh lereng batuan: (a) lereng batuan di Hong Kong didukung dengan jangkar batuan yang dikencangkan dan blok reaksi beton bertulang, dan beton bertulang (foto oleh Gary Fu); dan (b) tambang tembaga terbuka Palabora sedalam 830 m, Afrika Selatan. (Sumber foto: Rio Tinto Ltd.)

Bagian atas pit diakses melalui sistem ramp ganda, yang direduksi menjadi satu ramp masuk
bagian bawah lubang. Selain penggalian buatan manusia ini, di daerah pegunungan, stabilitas lereng batu alam mungkin juga menjadi perhatian. Misalnya, jalan raya dan rel kereta api yang terletak di lembah sungai mungkin terletak di bawah lereng seperti itu, atau dipotong menjadi kaki, yang dapat mengganggu stabilitas. Salah satu faktor yang mempengaruhi stabilitas lereng batuan alam adalah pengaturan tektonik regional. Faktor keamanan mungkin hanya sedikit lebih besar dari kesatuan di mana ada pengangkatan cepat dari massa tanah dan pemotongan aliran air yang sesuai, bersama dengan gempa bumi yang melonggarkan dan menggeser lereng. Kondisi seperti itu terjadi di daerah yang aktif secara seismik seperti Lingkar Pasifik, Himalaya, dan Asia Tengah. Kondisi stabilitas lereng batuan yang diperlukan akan bervariasi tergantung pada jenis proyek dan konsekuensi kegagalan. Misalnya, untuk pemotongan di atas jalan raya yang membawa volume lalu lintas tinggi, kemiringan keseluruhan harus diperhatikan
stabil, dan bahwa hanya sedikit jika ada batu yang jatuh yang mencapai jalur lalu lintas. Ini akan sering membutuhkan
baik peledakan hati-hati selama konstruksi, dan pemasangan langkah-langkah stabilisasi seperti
jangkar batu. Karena umur manfaat dari tindakan stabilisasi tersebut mungkin hanya 10–30 tahun,
Tergantung pada iklim dan laju degradasi batuan, pemeliharaan berkala mungkin diperlukan
keamanan jangka panjang. Sebaliknya, lereng untuk tambang terbuka biasanya dirancang dengan faktor keamanan dalam kisaran 1.2–1.4, dan dapat diterima bahwa pergerakan lereng dan mungkin sebagian
kegagalan lereng akan terjadi selama umur tambang. Faktanya, desain lereng yang optimal adalah salah satunya
gagal segera setelah akhir operasi. Dalam desain lereng yang dipotong, biasanya ada sedikit
fleksibilitas untuk menyesuaikan orientasi lereng agar sesuai dengan kondisi geologi yang dihadapi
penggalian. Misalnya, dalam desain jalan raya, kesejajaran terutama diatur
oleh faktor-faktor seperti yang tersedia di kanan jalan, kemiringan, dan kelengkungan vertikal dan horizontal. Karena itu,
desain lereng harus mengakomodasi kondisi geologi tertentu yang dihadapi
di sepanjang jalan raya. Keadaan di mana kondisi geologi dapat menentukan modifikasi
desain lereng mencakup kebutuhan relokasi dimana alinyemen memotong suatu longsoran besar
yang dapat diaktifkan dengan konstruksi. Sehubungan dengan desain kemiringan pit terbuka, pit harus
jelas terletak di tubuh bijih, dan desain harus mengakomodasi kondisi geologi yang ada di dalam area lubang. Ini mungkin membutuhkan desain lereng yang berbeda di sekitarnya
lubang. Persyaratan desain umum untuk potongan batu adalah untuk menentukan sudut permukaan potong aman maksimum yang kompatibel dengan ketinggian maksimum yang direncanakan. Proses desain adalah trade-off antara stabilitas dan ekonomi. Artinya, potongan curam biasanya lebih murah untuk dibangun daripada potongan datar karena volume batuan yang digali lebih sedikit, akuisisi right-of-way yang lebih sedikit dan area permukaan yang lebih kecil. Namun, pada lereng yang curam, mungkin perlu untuk memasang langkah-langkah stabilisasi yang luas seperti baut batu dan beton bertulang untuk meminimalkan risiko ketidakstabilan lereng secara keseluruhan dan batu yang jatuh selama masa operasional proyek.
1.1.1 Ruang lingkup buku
Desain potongan batuan melibatkan pengumpulan data geoteknik, penggunaan desain yang sesuai
metode, dan penerapan metode penggalian dan langkah-langkah stabilisasi / perlindungan
cocok untuk kondisi lokasi tertentu. Untuk mengatasi semua masalah ini, buku ini dibagi
menjadi tiga bagian berbeda yang mencakup masing-masing data desain, metode desain dan prosedur penggalian / pendukung. Rincian topik utama yang dibahas di setiap bagian adalah sebagai berikut:

(a) Data desain
• Data geologi dimana geologi struktural biasanya paling penting. Ini
Informasi tersebut meliputi orientasi Prinsip-prinsip diskontinuitas desain lereng batuan dan karakteristiknya seperti panjang, jarak, kekasaran dan penimbunan. Bab 2 membahas interpretasi data tersebut, sedangkan Bab 3 menjelaskan metode pengumpulan data.
• Kekuatan batuan dengan parameter terpenting adalah kuat geser
diskontinuitas permukaan atau massa batuan, dan pada tingkat yang lebih rendah tekannya
kekuatan batuan utuh (Bab 4).
• Kondisi air tanah terdiri dari kemungkinan tinggi muka air tanah di dalam
lereng, dan prosedur untuk mengeringkan lereng, jika perlu (Bab 5 dan 12).

(b) Metode desain
• Metode desain untuk lereng batuan dibagi menjadi dua kelompok — analisis ekuilibrium batas dan analisis numerik. Batasi analisis ekuilibrium es menghitung faktor keamanan lereng dan prosedur yang berbeda digunakan untuk kegagalan bidang datar, baji, bundar dan tumbang; jenis kerusakan ditentukan oleh geologi lereng (Bab 6–9). Analisis numerik meneliti tegangan dan regangan yang berkembang di lereng, dan stabilitas dinilai dengan membandingkan tegangan di lereng dengan kekuatan batuan (Bab 10).

(c) Penggalian dan stabilisasi
• Masalah peledakan yang relevan dengan stabilitas lereng mencakup peledakan produksi, peledakan terkontrol pada permukaan akhir, dan di daerah perkotaan pengendalian kerusakan dari getaran tanah, batuan terbang dan kebisingan (Bab 11).
• Metode stabilisasi termasuk perkuatan batuan dengan jangkar dan pasak batu, pemindahan batuan yang melibatkan peledakan kerak dan trim, dan tindakan perlindungan jatuhnya batuan yang terdiri dari parit, pagar dan gudang (Bab 12).
• Pemantauan pergerakan lereng seringkali merupakan bagian penting dari pengelolaan lereng di tambang terbuka. Metode pemantauan permukaan dan bawah permukaan dibahas, serta interpretasinya
data (Bab 13).
• Aplikasi sipil dan pertambangan masing-masing dibahas dalam Bab 14 dan 15, yang menjelaskan contoh desain lereng, termasuk metode stabilisasi dan program pemantauan pergerakan.
Contoh tersebut mengilustrasikan prosedur desain yang dibahas di bab sebelumnya. Yang juga termasuk dalam buku ini adalah serangkaian contoh masalah yang mendemonstrasikan metode analisis dan desain data.

1.1.2 Konsekuensi sosial ekonomi dari longsoran lereng
Kegagalan lereng batu, baik buatan manusia maupun alami, termasuk batu yang jatuh, ketidakstabilan lereng secara keseluruhan dan tanah longsor, serta kegagalan lereng di tambang terbuka. Konsekuensi dari kegagalan tersebut bisa
berkisar dari biaya langsung untuk memindahkan batuan yang gagal dan menstabilkan lereng hingga kemungkinan luas
variasi biaya tidak langsung. Contoh biaya tidak langsung termasuk kerusakan kendaraan dan cedera penumpang di jalan raya dan kereta api, kemacetan lalu lintas, gangguan bisnis, hilangnya pendapatan pajak karena penurunan nilai tanah, dan banjir dan gangguan pasokan air di mana sungai diblokir olehnya.
slide. Dalam kasus tambang, kegagalan lereng dapat mengakibatkan hilangnya produksi bersama dengan biaya
pemindahan material yang gagal, dan kemungkinan hilangnya cadangan bijih jika tidak memungkinkan untuk menambang pit
sepenuhnya. Biaya kegagalan lereng paling besar terjadi di daerah perkotaan dengan kepadatan penduduk yang tinggi di mana bahkan longsoran kecil pun dapat menghancurkan rumah dan menghalangi jalur transportasi (Badan Riset Transportasi, 1996). Sebaliknya, longsoran di daerah pedesaan mungkin memiliki sedikit biaya tidak langsung, kecuali mungkin biaya akibat hilangnya lahan pertanian. Contoh dari tanah longsor yang mengakibatkan kerugian ekonomi yang parah adalah Luncuran Thistle tahun 1983 di Utah yang mengakibatkan kerugian sekitar $ 200 juta ketika tanah longsor membendung Sungai Spanish Fork yang memutus jalur kereta api dan jalan raya, dan membanjiri kota Thistle (Universitas Utah, 1985). Contoh tanah longsor yang mengakibatkan hilangnya nyawa dan biaya ekonomi adalah Vaiont Slide di Italia pada tahun 1963. Longsoran tersebut menggenangi waduk mengirimkan gelombang di atas puncak bendungan yang menghancurkan lima desa dan memakan sekitar 2000 nyawa (Kiersch, 1963; Hendron dan Patton, 1985).
Negara yang mengalami jatuhnya batu dan tanah longsor yang tinggi adalah Jepang. Negara ini punya
infrastruktur yang sangat berkembang dan medan pegunungan yang curam, dan sebagai tambahan, ada
kejadian yang sering memicu seperti curah hujan tinggi, siklus pembekuan-pencairan dan guncangan tanah akibatnya
gempa bumi. Dokumentasi tanah longsor besar antara tahun 1938 dan 1981 mencatat kerugian total
dari 4.834 jiwa dan 188.681 rumah (Kementerian Konstruksi, Jepang, 1983).

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

Blasting Design

Blasting Design
ROCK Breaking MECHANISM
1. The process of solving Tk I (Dynamic Loading)
When the rhino explodes, high P destroys the rock around the blast hole. The shock wave propagates at a rate of 3000-5000 m / s resulting in tangential stresses that cause fractures that radiate from the explosion hole. Fracture of finger I occurs in 1-2 ms

2. Tk II Solving Process (Quasi-static loading)
with respect to the shock wave leaving the blast hole in process I is +. When it reaches the plane of the beam it is reflected, the pressure drops rapidly, then changes to – and a tensile wave occurs. The wave of attraction travels back to the rock. Because rocks are less resistant to tension than pressure, primary fractures will occur due to the tensile stress of the reflected waves. If the tensile stress is strong enough it will cause slabbing / spalling in the free plane. Process I and II are a function of the shock wave energy: preparing the rock with a number of small fractures for the final breaking process.

3. Tk III (Release of Loading) Breaking Process
Under the high pressure of the blasting gases the primary radial fracture (TkII) is rapidly expanded by the combination of the effects of tensile stress due to radial compression and splitting. If the mass of the rock in front of the blast hole fails to maintain its position to move forward, the high compressive stress in the rock will be released like a spiral of pressed wire and then released. The effect of the loose rock causes high tensile stress in the rock mass which will continue to break the results that have occurred in the Tk II breaking process. The fracture resulting in Tk II cracking causes a weak field to initiate major fragmentation reactions in the blasting process.

3.2. EXPLOSION DESIGN
– Blasting geometry
– Drilling and blasting patterns
– rhino necessities and equipment
-production blasting
-Post production handling

3.2.1. Uncontrollable Design Factors
-Geology: rock type, rock mineral type, rock weathering process
Weathering Factor:
Mineral components, climatological factors, grain size / min, rock porosity and permeability, relationship / contact between rocks, rock dissolving properties
-The nature of rock strength
– Rock Discontinuity
– Weather conditions
-Water effect

3.2.2. Controllable design factor
1. Drilling Geometry
-Diameter of blast hole, depth of blast hole, inclination of blast hole, level height, drilling pattern
2. Blasting geometry
-Burden, spacing, Fill length, Subdriling, steaming, blasting pattern, delay timing, ignition sequence
3. Rhino and Accessories
-Type & strength of rhino, detonator, etc.

I. Geometry of Drilling
a. Blast Hole Diameter:
The determination of the diameter depends on:
-Volume of rock mass to be dismantled
-level height and input configuration
-tk the desired fragmentation
– Drilling machines available
-capacity of the loaders that will handle blasting material
Small Explosive Lub Diameter:
-only for ta / quarry with small product volume
-krn B n S meeting then the number of blast holes>
-High drilling and booming costs
Advantages of Big Explosion Hole Diameter (5 inch />):
-Fill diameter> so that the det> speed is high
-Drilling productivity> high
-Mechanical filling system
-Relatively low drilling and blasting costs
-The productivity of the loading tool can be increased due to the productive work area
b. Explosion Hole Depth
Adjusted to the height of the level. The depth of the blast hole must be> than the cascade height.
c. Burst Hole Inclination
Can be upright / tilted. The direction of alignment of the boreholes in the ladder should be parallel to ensure burden and spacing absorption in the blasting geometry.
Advantages of upright blast holes:
-for the same level height, the length of the blast hole is shorter than the inclined blast hole
-Less likelihood of throwing rocks
-easier to work with
Loss:
-The crushing along the blast hole is uneven
-> produce lumps in the stemming area
-Creating bulges on the floor level
-Create backward cracks with ground vibrations.
d. Drilling Pattern
-Pattern parallel drilling (parallel):
pattern by placing the explosive holes in a sequence and parallel to the burden
-Staggered drilling pattern
the exploding hole alternating drilling pattern is located in a sequence which is not parallel.

2. Blasting geometry

A. Blasting Geometry C.J. KONYA
1.Burden:
the shortest perpendicular distance between the rhino’s load and the closest free plane / direction to which the bat will be thrown.
B = 3.15 De (Sge / SGr) 0.33
B = [(2Sge / SGr + 1,5)] De
B = 0.67 De (Stv / SGr) 0.33
B: burden (ft)
De: Diameter of explosion (inch)
SGe: SG rhino
Stv: relative bulk strength (ANFO = 100)
Be = Kr x Kd x Ks x B
Kd: factor to lap bat position
Cr: factor thd number of lubricants
Ks: factor of geological structure

2.Spacing, S
The distance between the hole in 1 gram which is parallel to the free bid.
S = (L + 7B) / 8
S: spacing(m), L: level height, B: burden

3.Stemming, T
The column covering the lub ldk on top of the rhino stuffing column
T = 0.45 x De x (Stv / SGr) to the power of 0.33 (Ft)

4.Subdrilling, J
Mr pjg lub ldk which is below the level floor which serves to make the tier floor relatively flat after blasting.
J = 0.3 B (m)

5. Time Delay
To get the difference in play time between 2 holes, it is not possible to obtain it in a row.
Tr = Tr x B
Tr: time delay between brs lub ldk (ms)
Tr: delay time constant

6. The use of rhinos
To determine the number of rhinos used in each hole, the loading density is not determined.
de = 0.34 x SGe x De squared
de: loading density (lb / ft)
Determine the number of rhinos per hole:
E = Pc x de x N
E: number of rhinos
Pc: height of stuffing column (m)
de: loading density (kg / m)
N: number of lub ldk

B. Blasting Geometry R.L. ASH

DISPARATION FEES
Total drilling costs with blasting costs.

Blasting Fee:
1. The cost of primary + explosives
2. Equipment costs:
-Detonator, Sb Explosion, Sb Api, Nonel, M-S Delay
3. Depression Tool: Exploder
4. Operators (explosives) N Assistants

TUNNELING

SEWDISH METHOD
Nomenclature

CUT HOLE – parallel hole cut

V CUT

Functions:
Cut Hole: blown to make a free hole
Cut Spreader hole: widens the free field
Stopping hole: blasting the center of the opening hole section
Roof hole: blasting the roof
Wall hole: detonates left and right
Floor Hole: blow up the floor

Blasting Drilling Patterns in Tunnels

5. CONTROLLED EXPLOSION
The blasting technique used / the drilling and blasting pattern is arranged in such a way as to regulate the overbreak and to regulate the stability of the rock formation that is left behind (can be in the form of rock)

Controlled Blasting Method:
A. Line Drilling
Aims to create a weak plane through which rock can be dismantled. Aligned boreholes help reflect further waves, reducing the crushing effect of rock beyond the demolition boundary

B. Cushion Blasting
The blasting method is similar to line drilling, the diameter is 51-89 mm, the difference: in custhon blasting, the tight holes are filled with a little rhino and are well distributed, after being filled they are clogged with soil, then compacted, and are blown up after the production hole is blown.
Advantages:
-The number of drill holes is needed a little
-On rock nitrogen application of CB is better The result (Bat obtained is better)
Loss:
– expensive because you have to move the blasting product
-Production delay due to excavation for the entire area can not be done at once

C. Smooth Blasting
Most famous and applied to tunneling (making tunnels by means of blasting) and the most recent blasting.
Difference between SB and CB:
-In SB the stemming holes are at the top but not the whole part of the hole, so that there is a hole filled with air.
-SB, the contents are below

D. Presplitting

In a large hole filled with rhinos, the hoe complete is blown first so that a fracture occurs

If the part above is detonated there will be a shock wave. The shock waves that arise will be reflected so as not to disturb the surrounding buildings

source: http://alibie-analyzer.blogspot.com

By dharma, ago