PerenCanaan TamBang

BAB I PENDAHULUAN

1.1. SASARAN KULIAH 1)

Mahasiswa

diharapkan

mensintesiskan

dapat

merangkum

pengetahuan

keekonomian

yang

telah

perancangan

(penentuan

kerekayasaan

diperoleh pit

ke

limit)

dan

dalam

dan dan suatu

perencanaan

(pentahapan) serta evaluasi suatu tambang terbuka yang modern. 2)

Mahasiswa diharapkan dapat memahami tentang : a.

Falsafah perencanaan

b.

Pengertian cut off grade, stripping

ratio dan kadar ekivalen c.

Penaksiran cadangan bijih

d.

Perancangan

batas

penambangan

(final/ultimate pit limit) e.

Pentahapan

tambang

(mine

phases/pushbacks) f.

Penjadwalan

produksi

tambang

(mine production schedule) g.

Perancangan

tempat

penimbunan

(waste dump design) h.

Perhitungan

kebutuhan

alat

dan

i.

Perhitungan capital and operating

j.

Evaluasi finansial

tenaga kerja costs

1.2. PENGERTIAN PERENCANAAN

I-1

1.2.1. Definisi Perencanaan Banyak sekali definisi yang dicetuskan mengenai perencanaan ditinjau dari berbagai sudut pandangan dan tujuan. Salah satu di antaranya adalah sebagai berikut. Perencanaan adalah penentuan persyaratan teknik pencapaian sasaran

kegiatan

serta

urutan

teknis

pelaksanaan

dalam

berbagai macam anak kegiatan yang harus dilaksanakan untuk pencapaian tujuan dan sasaran kegiatan. Perencanaan adalah salah satu tahapan kegiatan dalam proses manajemen seperti terlihat pada Gambar 1.1. Perencanaan tambang : ● Bagaimana

kita

bisa

membuat

rancangan

tambang

(mencapai ultimate pit limit) dalam jangka waktu tertentu secara aman dan menguntungkan. ● Bagaimana menentukan tahapan penambangan. Perencanaan berhubungan dengan waktu. Perancangan tambang : ● Istilah

perancangan

tambang

biasanya

dimaksudkan

sebagai bagian dari proses perencanaan tambang yang berkaitan dengan masalah-masalah geometrik. Di dalamnya termasuk perancangan batas akhir penambangan, tahapan (pushback),

urutan

penambangan

tahunan/

bulanan,

penjadwalan produksi dan waste dump. ● Bagaimana menentukan ultimate pit limit. Perancangan tidak berhubungan dengan waktu. Aspek perencanaan tambang yang tidak berkaitan dengan masalah geometri meliputi perhitungan kebutuhan alat dan tenaga kerja, perkiraan biaya kapital dan biaya operasi.

I-2

Pada Gambar 1.2 ditunjukkan posisi perencanaan dalam suatu siklus dan pada Gambar 1.3 adalah tahapan kegiatan pada industri pertambangan.

I-3

Gambar 1.1. Perencanaan Sebagai Salah Satu Tahapan Kegiatan Dalam Proses Manajemen

I-4

Gambar 1.2. Mineral Supply Process (McKenzie, 1980)

1.2.2. Arti Perencanaan Perencanaan dapat diartikan sebagai kegiatan berikut. 1)

Penentuan tujuan dan sasaran kegiatan yang ingin dicapai.

2)

Proses persiapan secara sistematik mengenai kegiatan yang akan dilakukan.

3)

Cara mencapai tujuan dan sasaran dengan menggunakan sumber dan kemampuan yang tersedia secara berdaya guna dan berdaya hasil.

4)

Pembahasan dari persoalan, kemungkinan dan kesempatan yang dapat terjadi yang dapat mempengaruhi pencapaian tujuan.

5)

Penentuan dari tindakan yang akan diambil untuk mencapai tujuan berdasarkan analisa tujuan dan kesempatan.

I-5

Prospeksi

• Peta topografi • Geologi • Mineralogi • Geofisika • Geokimia

• Peta temuan • Percontoh batuan

•

Pemboran inti • Jumlah & sifat

cadangan • Sumur uji (tes pit) •

Eksplorasi

• Kadar endapan Terowongan buntu (adit) • Sifat fisik, kimia,

mekanik • Stratigrafi & litologi

• Penentuan sasaran

(target) produksi • Pemilihan metoda Studi lingkungan penambangan • Pemilihan peralatan : macam dan ukurannya • Evaluasi teknis & ekonomis

• Layak/tidak layak ditambang ? Kerusakan

Kelayakan •

Layak Tambang Tambang (mineable)

dapat ditangani Dokumen Amdal, RKL, RPL

Tidak Layak (unmineable) Masuk Arsip

• Ada agunan • Jual saham • Jaminan Mencari Dana • Pinjaman bank kepercayaan • Uang sendiri • Penentuan sasaran produksi • Pemilihan metoda penambangan & batas penambangan

Rekacipta

Tambang • Penentuan macam & ukuran peralatan rancangan

I-6

• Peta

• Analisis kemantapan lereng

kemajuan • Tata letak sarana

& prasarana tambang A

A

• Pengupasan tanah penutup • Pembangunan sarana prasarana tambang

Persiapan Penambangan

• Geologi & pemercontohan Penambangan • Pemetaan kemajuan tambang • Pemberaian, pemuatan & penangkutan • Energi, bahan kerja, suku cadang • Pengelolaan & pemantauan lingkungan

• Pengecilan ukuran & Pengolahan • klasifikasi • Pencucian & konsentrasi • Pengelolaan & pemantauan lingkungan

• Proses ekstraktif metalurgi • Pemurnian logam • Pengelolaan & pemantauan lingkungan

• Medan kerja awal • Sumuran dalam • Terowongan buntu

• Produksi bijih • Re-vegetasi

Konsentrat

Bahan Galian

Metalurgi

• Pengangkutan

I-7

• Paduan logam • Logam murni

• Promosi • Penelitian & pengembangan produksi

Pemasaran

Gambar 1.3. Tahap Kegiatan Pada Industri Pertambangan

1.2.3. Fungsi Perencanaan Fungsi perencanaan tergantung dari jenis perencanaan yang digunakan dalam sasaran yang dituju, tetapi secara umum fungsi perencanaan dapat dikatakan antara lain sebagai berikut. 1)

Pengarahan kegiatan, adanya pedoman bagi pelaksanaan kegiatan dalam pencapaian tujuan.

2)

Perkiraan

terhadap

masalah

pelaksanaan,

kemampuan,

harapan, hambatan dan kegagalannya mungkin terjadi. 3)

Usaha untuk mengurangi ketidakpastian.

4)

Kesempatan untuk memilih kemungkinan terbaik.

5)

Penyusunan urutan kepentingan tujuan.

6)

Alat pengukur atau dasar ukuran dalam pengawasan dan penilaian.

7)

Cara dan penggunaan dan penempatan sumber daya secara berdaya guna dan berdaya hasil.

1.2.4. Tujuan Perencanaan Tambang Tujuan dari pekerjaan perencanaan tambang adalah membuat suatu rencana produksi tambang untuk sebuah cebakan bijih yang akan : 1)

Menghasilkan tonase bijih pada tingkat produksi yang telah ditentukan dengan biaya yang semurah mungkin.

I-8

2)

Menghasilkan

aliran

kas

(cash

flow)

yang

akan

memaksimalkan beberapa kriteria ekonomik seperti rate of return atau net present value. 1.2.5. Masalah Perencanaan Tambang Masalah

perencanaan

tambang

merupakan

masalah

yang

kompleks karena merupakan problem geometrik tiga dimensi yang selalu berubah dengan waktu. Geometri tambang bukan satu-satunya parameter yang berubah dengan waktu. Parameterperameter ekonomi penting yang lain pun sering merupakan fungsi waktu pula. Berikut ini adalah parameter-parameter yang digunakan didalam perancangan tambang terbuka.

I-9

Gambar 1.4. Open Pit Design Parameter (D.J. Charbonneau, 1991)

1.2.6. Biaya Perencanaan Biaya perencanaan (Lee, 1984) bervariasi bergantung kepada ukuran dan faktor alamiah proyek, tipe dari studi yang dilakukan, jumlah alternatif yang harus diteliti dan sejumlah faktor lain. Atau bisa dinyatakan dalam persamaan berikut. Biaya = f (ukuran dan sifat dari proyek, jenis studi, jumlah alternatif yang diinvestigasi, dll) Dalam rangka menghitung biaya atau bagian teknik dari studi tidak termasuk seperti ongkos pemilikan, ongkos pengeboran eksplorasi, uji metalurgi, lingkungan dan studi hukum, atau studi pendukung lainnya, biasanya dinyatakan sebagai persentase dari biaya modal dari proyek : Studi konseptual

= 0,1–0,3 % dari biaya total

Studi pra kelayakan = 0,2–0,8 % dari biaya total Studi kelayakan

= 0,5–1,5 % dari biaya total

Gambar 1.5 memperlihatkan beberapa tahapan untuk melakukan suatu kegiatan tambang yang berhubungan dengan pengaruh biaya yang harus dikeluarkan.

I - 10

Gambar 1.5. Pengaruh Tahapan Perencanaan Terhadap Biaya (Lee, 1984)

1.2.7. Akurasi Dari Estimasi 1) Tonase dari kadar Pada tahap studi kelayakan, karena pengambilan sampel yang banyak dan pemeriksaan yang berulang, kadar rata-rata dari penambangan dari beberapa tonase yang diumumkan, disukai karena diketahui memiliki limit yang dapat diterima, katakanlah 5%, dan diturunkan dari metoda statistik yang standar. Walaupun tonase yang pasti dari bijih mungkin untuk tambang terbuka diketahui jika pemboran eksplorasi dari permukaan, dalam kenyataannya tonase ultimate dari banyak endapan bervariasi

I - 11

karena ia tergantung pada biaya harga dihubungkan dengan panjang waktu proyek. Dua standar yang penting yang dapat didefinisikan untuk sebagian tambang terbuka adalah :

a.

Cadangan minimum bijih harus sebanding untuk keperluan yang dibutuhkan untuk seluruh tahun cash flow yang diproyeksikan

dalam

laporan

studi

kelayakan

haruslah

diketahui dengan akurat dan dapat dipertanggungjawabkan.

b. Sebuah tonase ultimate yang potensial, diproyeksikan berlanjut dan optimistik, seharusnya dikalkulasikan dengan baik untuk mendefinisikan area tambahan yang berpengaruh untuk

penambangan

dan

dimana

dumping

area

serta

bangunan pabrik harus diletakkan. 2) Unjuk kerja Unit-unit dari penambangan open pit sudah memiliki rate unjuk kerja yang stabil dan biasanya dicapai jika bekerja dalam organisasi yang baik dan pengorganisasian alat (misal Shovel dan Truck) secara tepat. Unjuk kerja akan terganggu jika pekerjaan tambahan (pengupasan tanah penutup dalam sebuah pit) tidak mencukupi. Pemeliharaan harus dilakukan dan pekerjaan ini harus dijadwalkan secara baik dan disediakan dalam laporan studi kelayakan. 3) Biaya Beberapa mata biaya, terutama ongkos operasi dilapangan, hanya berbeda sedikit dari setiap tambang dan dapat diketahui secara

detail.

Beberapa

mungkin

unik

atau

sukar

untuk

diperkirakan. Umumnya akurasi dalam modal atau operasi estimasi biaya operasi kembali pada akurasi dalam kuantitas,

I - 12

kuota yang ada atau unit harga, kecukupan ketentuan untuk ongkos

tidak

langsung

dan

overhead.

Tendensi

terakhir

menunjukkan adanya batas yang meningkat. Akurasi dari modal dan estimasi dari biaya operasi meningkat ketika proyek meningkat dari studi konseptual ke pra kelayakan dan tahap studi kelayakan. Normalnya range yang bisa diterima untuk akurasi diberikan sebagai berikut. ● ●

Faktor kesalahan dari studi konseptual + 30% dari biaya total Faktor kesalahan dari pra studi kelayakan + 20% dari biaya total

●

Faktor kesalahan dari studi kelayakan + 10% dari biaya total

4) Harga dan perolehan Pendapatan selama umur tambang adalah kategori utama dari uang. Itu harus membayar seluruhnya, termasuk pembayaran kembali dari investasi awal dari uang, karena pendapatan adalah dasar yang terbesar dalam mengukur faktor ekonomi tambang sehingga

lebih

sensitif

mengubah

penerimaan

daripada

mengubah faktor-faktor lain dari jenis-jenis pengeluaran. Penerimaan ditentukan oleh kadar, recovery, dan harga dari produk metal. Oleh karenanya, harga adalah : (a) sejauh ini sangat sulit untuk diestimasi dan (b) suatu jumlah yang besar diluar dari kontrol estimator. Walaupun mengabaikan inflasi, harga pembelian secara lebar bervariasi terhadap waktu. Kecuali komoditi yang bisa dikontrol dengan tepat, mereka mengarah untuk mengikuti bentuk siklus. Departemen

pemasaran

harus

menginformasikan

hubungan

suplai dan permintaan dan pergerakan harga metal. Mereka dapat juga menyediakan harga rata-rata metal di luar negeri dalam

harga

dolar

sekarang,

I - 13

baik

kemungkinan

naupun

konservatif. Harga terakhir berkisar 80% dari kemungkinan atau lebih. Idealnya, walaupun pada harga konservatif, harus tetap menguntungkan. 1.3. CHECKLIST DATA AWAL YANG HARUS DIKUMPULKAN Pada awal tahap perencanaan untuk setiap proyek (tambang) yang baru, terdapat banyak faktor dari berbagai jenis yang harus dipertimbangkan. Beberapa faktor tersebut dapat dengan mudah diperoleh, sedangkan beberapa faktor lain diperoleh dengan suatu keharusan melakukan studi yang mendalam (misalnya geometri pit). Untuk menghindari ketidaklengkapan data, maka sebaiknya dibuat suatu checklist (Rebel, 1975, “Field Work Program Checklist for New Properties”). Checklist Item 1.

Topografi

a. USGS maps → 1 : 500, 1 : 1000 b. Special Aerial or land survey establish control stations 2.

Kodisi iklim (climate condition) a. Ketinggian b. Temperatur

→

rata-rata

bulanan

sudah

cukup c. Presipitasi (untuk penirisan) ●

rata-rata presipitasi tahunan

●

rata-rata curah hujan bulanan

●

rata-rata

run-off

normal dan flood/banjir) d. Angin, maks, tercatat dalam arah e. Kelembaban

I - 14

(keadaan

f.

Delay

g. Awan, fog 3.

Air a. Sumber : mata air, sungai, danau, bor. b. Ketersediaan : hukum, kepemilikan, biaya. c. Kuantitas : ketersediaan perbulan, kesempatan

aliran,

kemung-kinan

lokasi

bendungan. d. Kualitas : sampel, perubahanperubahan kualitas, efek kontaminasi. e. Sewage Disposal Methode. 4.

Struktur geologi a. Dalam daerah tambang b. Di sekeliling daerah tambang c. Kemungkinan gempa bumi d. Akibat pada slope (maks. slope) e. Estimasi dan kondisi fondasi

5.

Air tambang a. Kedalaman b. Konduktivitas c. Metode Penirisan

6.

Permukaan a. Vegetasi : tipe, metode pembabatan, biaya b. Kondisi yang tidak biasa : danau, endapan

deposit, pohon-pohon besar 7.

Tipe/jenis batuan (bijih, overburden) a. Sampel untuk uji kemampuan dibor b. Fragmentasi : hardness, derajat pelapukan,

bidang-bidang diskontinu, kecocokan untuk jalan 8.

Lokasi untuk konsentrator

I - 15

a. Lokasi tambang, haul up hill, down hill b. Preparasi lokasi (cut, fill) c. Proses air : gravitasi, pompa d. Tailing disposal e. Fasilitas pemeliharaan 9.

Tailing pond (daerah) a. Lokasi pipa b. Alamiah, bendungan, danau c. Pond overflow

10.

Jalan a. Peta jalan b. Informasi jalan-jalan yang ada : ▪

lebar,

permukaan, batas maksimum beban ▪

batas

maksimum load sesuai musim ▪

pemelih

araan c. Jalan

yang

dibuat

(harus)

oleh

perusahaan ▪panjang ▪profile ▪cut and fill ▪jembatan ▪pengkondisian tanah ▪dll. 11.

Power a. Ketersediaan (PLN) : kilovolt, jarak (terdekat), biaya b. Kabel ke SIB c. Lokasi sub station

I - 16

d. Kemungkinan untuk power station sendiri 12.

Smelting a. Ketersediaan pabrik b. Metode

pengapalan

:

jarak,

alat

angkut, awak reet, dll. c. Biaya d. Aspek terhadap lingkungan e. Rel KA, dok. 13.

Kepemilikan lahan a. Kepemilikan : negara, pribadi b. Tata guna lahan c. Harga tanah d. Jenis oplians : sewa, beli, dll.

14.

Pemerintah a. Suasana politik b. Hukum, UU pertambangan c. Keadaan lokal

15.

Kondisi ekonomi a. Industri

utama

yang

ada,

berpengaruh ke infrastruktur b. Kesediaan tenaga kerja c. Skala penggalian d. Struktur pajak e. Ketersediaan sarana, toko, rumah sakit, sekolah, rumah f.

Ketersediaan

bensin, semen, gravel g. Pembelian

I - 17

material,

termasuk

16.

Lokasi pembuangan (waste) : tambang, rumah

sakit, perumahan a. Jarak b. Profil jalan c. Kemungkinan proses lebih lajut 17.

Aksesibilitas dari kota utama ke luar a. Metode transportasi b. Realibilitas dan transportasi yang tersedia c. Komunikasi

18.

Metode mendapatkan informasi a. Past records (pemerintah) b. Memelihara alat-alat komunikasi c. Mengumpulkan conto d. Pengukuran dan pengamatan lokasi lapangan e. Survey lapangan f.

Layout pabrik

g. Check untuk load informasi h. Check hukum lokal i.

Personal

inquiry

dan

observasi

suasana politik dan ekonomi j.

Peta-peta

k. Cost inquiries l.

Material

m. Membuat inquiries.

I - 18

utility,

avaliability,

PEKERJAAN RUMAH 1 Dalam perencanaan tambang, agar pekerjaan perencanaan dapat lebih mudah dilakukan maka masalah tersebut dibagi menjadi tugas-tugas seperti berikut. ●

Penentuan Pit Limit

●

Perancangan push back

●

Penjadwalan Produksi

●

Perencanaan Tambang berdasarkan urutan waktu

●

Pemilihan alat

●

Perhitungan Ongkos-ongkos Oprerasi dan Kapital. Tugas anda adalah memberikan mata kuliah apa saja yang

menunjang

tugas-tugas

dalam

gambarkan diagramnya.

I - 19

penyelesaian

tersebut,

dan

BAB II PENAKSIRAN CADANGAN BIJIH (REVIEW)

2.1. PENTINGNYA PENAKSIRAN CADANGAN 1)

Memberikan taksiran dari kuantitas (ton) dari cadangan bijih.

2)

Memberikan perkiraan bentuk 3-dimensi dari cadangan bijih serta distribusi ruang (spatial) dari nilainya. Hal ini penting untuk

menentukan

urutan/tahapan

penambangan,

yang

pada gilirannya akan mempengaruhi pemilihan peralatan dan NPV (Net Present Value) dari tambang. 3)

Jumlah cadangan menentukan umur tambang. Hal ini penting dalam

perancangan

pabrik

pengolahan

dan

kebutuhan

infrastruktur lainnya. 4)

Batas-batas

kegiatan

penambangan

(pit

limit)

dibuat

berdasarkan taksiran cadangan. Faktor ini harus diperhatikan dalam

menentukan

lokasi

pembuangan

tanah/batuan

penutup dan tailing (waste dump & tailings impoundment), pabrik pengolahan bijih, bengkel dan fasilitas lainnya. Karena semua keputusan teknis di atas amat tergantung padanya, penaksiran cadangan merupakan salah satu tugas

I - 20

terpenting dan berat tanggung jawabnya dalam mengevaluasi suatu proyek pertambangan. Harus pula diingat bahwa penaksiran cadangan menghasilkan suatu

taksiran.

Model

cadangan

yang

kita

buat

adalah

pendekatan dari realitas, berdasarkan data/informasi yang kita miliki, dan masih mengandung ketidakpastian.

2.2. PERSYARATAN DARI PENAKSIRAN CADANGAN 1) Suatu taksiran cadangan harus mencerminkan secara tepat kondisi geologis dan karakter/sifat dari mineralisasi. 2) Selain itu iapun harus sesuai dengan tujuan dari evaluasi. Suatu model cadangan bijih yang akan digunakan untuk perancangan

tambang

harus

konsisten

dengan metoda

penambangan dan teknik perencanaan tambang yang akan diterapkan. 3) Taksiran yang baik harus berdasarkan pada data faktual yang diolah/diperlakukan secara objektif. Keputusan apaka suatu data akan dipakai/tidak dipakai harus diambil dengan tak semena-mena. Tidak boleh ada pembobotan data secara sewenang-wenang, pembobotan yang berbeda harus dengan dasar yang jelas. 4) Metoda penaksiran yang digunakan harus memberikan hasil yang

dapat

dicek/diperiksa.

Tahap

pertama

setelah

penaksiran cadangan diselesaikan adalah memeriksa taksiran kadar dari unit penambangan (blok) dengan data (komposit atau

assay

bor)

yang

ada

di

sekitarnya.

Setelah

penambangan dimulai, taksiran kadar dari model cadangan

I - 21

kita

harus

cek ulang dengan kadar dan tonase

hasil

penambangan yang sesungguhnya. 2.3. ASPEK LEGAL/HUKUM DARI PENAKSIRAN CADANGAN Nilai suatu perusahaan yang bergerak di bidang pertambangan berkaitan langsung dengan kuantitas dan kualitas cadangan mineral

yang

dimilikinya.

Untuk

perusahaan-perusahaan

tambang yang sahamnya dijual-belikan kepada publik melalui pasar modal, badan pemerintah seperti SEC (Securities and Exchange Commission) di Amerika Serikat mementau dan mengawsi cadangan mineral mereka. 1)

Dokumen yang berisi pernyataan jumlah cadangan bijih (10k document) harus diisi dan diperbaharui setiap tahun.

2)

SEC juga memeriksa pernyataan mengenai jumlah cadangan yang

dibuat

dalam

prospektus

penawaran

saham

perusahaan. Formulir S-18 dari SEC merupakan dokumen yang digunakan dalam pendaftaran sekuritas. Butir 17A dari formulir ini layak diperhatikan, karena menyangkut juga definisi yang dipakai SEC untuk menentukan Proven and Probable Reserves

(cadangan

terbukti dan terkira sering pula disebut Measured and Indicated Reserves) 1)

Cadangan (reserve) : Bagian dari cebakan mineral yang secara ekonomik dan secara hukum dapat ditambang atau diproduksi pada waktu perhitungan cadangan dilakukan.

2)

Cadangan terbukti/terukur (proven/measured reserves) : Suatu cadangan yang : ●

kuantitas

atau

jumlahnya

dihitung

dari

data

singkapan, sumur-sumur uji, galian atau lubang-lubang

I - 22

bor,

kualitas

atau

kadarnya

dihitung

dari

hasil

pengambilan percontoh secara detail, dan lokasi

●

pengamatan,

pengambilan percontoh dan pengukuran cukup dekat satu sama lain dan sifat-sifat geologinya cukup diketahui sehingga ukuran, bentuk, kedalaman, serta kadar mineral dari cadangan dapat ditentukan dengan pasti. 3)

Cadangan terkira (probable/indicated reserves) Cadangan yang kuantitas dan kualitasnya dihitung dari data yang serupa dengan data pada cadangan terbukti, tetapi yang lokasi pengamatan, pengukuran dan pengambilan percontohnya berjarak lebih jauh satu sama lain atau yang jaraknya masih kurang cukup dekat. Tingkat keyakinan cadangan terkira ini, walaupun lebih rendah daripada untuk cadangan terbukti, masih cukup tinggi untuk menganggap adanya

kesinambungan

(kontinuitas)

antara

titik-titik

pengamatan. 4)

Harap diperhatikan bahwa SEC hanya mengakui klasifikasi cadangan Terbukti/Proven dan Terkira/Probable. Klasifikasi yang

lebih

rendah

atau

yang

kurang

pasti,

seperti

“Mungkin/Possible” tidak dianggap sebagai cadangan dan tak boleh dimasukkan kedalam prospektus yang ditawarkan. 5)

Harap diperhatikan pula bahwa definisi di atas masih agak subyektif, sehingga memberikan fleksibilitas yang cukup kepada para ahli pertambangan/geologi dalam menafsirkannya.

6)

Akhirnya, ada beberapa informasi tambahan yang perlu diperhatikan dalam mengisi formulir S-18 dari SEC ini.

Dokumen-dokumen lain.

I - 23

1)

Revisi sistem Amerika Serikat yang diusulkan SME (A Guide for

Reporting

Exploration

Information,

Resources,

and

Reserves, Working Party #79, Society of Mining, Metallurgy, and Exploration, Inc., 1991). 2)

Kode Australasia (Australasia Code for Reporting of Identified Mineral Resources and Ore Reserves, 1992).

3)

Rekomendasi CIM (Recommendations on Reserve Definitions to

the

Canadian

Institute

of

Mining,

Metallurgy

and

Petroleum, prepared by the Mineral Economics Society of CIM, 1994). 4)

Klasifikasi Cadangan/Sumberdaya Mineral oleh USBM/USGS (Principles of a Resource/Reserve Classification for Minerals, US Bureau of Mines and US Geological Survey, Circular 831, 1980).

2.4. MODEL KOMPUTER 1)

Model Blok Teratur (Regular Block Model) a)

Cebakan bijih dan daerah sekitarnya dibagi menjadi unitunit yang lebih kecil atau blok-blok, yang memiliki ukuran (panjang, lebar dan tinggi) tertentu. Tinggi blok biasanya

disesuaikan

dengan

tinggi

jenjang

penambangan. b)

Tiap-tiap

blok

memiliki

atribut-atribut

seperti

jenis

batuan, jenis alterasi, jenis mineralisasi, kadar (bisa lebih dari satu mineral), kode topografi, dll. c)

Model blok teratur adalah model komputer yang paling umum dipakai hingga saaat ini untuk tambang-tambang logam/bijih berbatuan keras.

2) a)

Gridded Seam Model Untuk permodelan batubara dan cebakan-cebakan berlapis lainnya.

I - 24

b)

Cebakan mineral dan daerah sekitarnya dibagi menjadi sel-sel yang teratur, dengan lebar dan panjang tertentu.

c)

Adapun dimensi vertikalnya tidak dikaitkan dengan tinggi jenjang tertentu, melainkan dengan unit stratigrafi dari cebakan yang bersangkutan; pemodelan dilakukan dalam bentuk puncak, dasar dan ketebalan dari unit stratigrafi (lapisan batubara, dll). Kadar dari berbagai mineral atau variabel dimodelkan untuk setiap lapisan.

3)

Model Blok Tak Teratur (Irregular Block Model) a)

Beberapa paket perangkat lunak memungkinkan struktur data yang lebih canggih sehingga ukuran blok dalam model tak perlu harus sama. Blok-blok berukuran amat besar dapat digunakan dalam daerah-daerah tepi yang tidak termineralisasi, dimana informasi detail tidak diperlukan. Sebaliknya, blok-blok berukuran kecil dapat diterapkan didaerah mineralisasi bijih yang penting dimana detail amat diperlukan.

b)

Namun demikian, model semacam ini tidak mudah dipindahkan dari suatu perangkat lunak ke perangkat lunak yang lainnya.

2.5. DATA UTAMA 1)

Geologi a)

Hasil logging geologi dari data pemboran.

b)

Percontoh

yang

representatif

dari

program

pemboran. i. Percontoh bor inti (split/skeletal core) ii. Percontoh bor RC dengan tempatnya (chip trays) c)

Peta-peta geologi dari pemetaan permukaan, dll

I - 25

2)

Data Kadar (Assay Data) a)

Sertifikat

kadar

(assay

certificates)

dari

laboratorium b)

Data

assay

biasanya

digabung

menjadi

data

komposit untuk tinggi jenjang tertentu untuk keperluan penaksiran kadar blok. Analisa statistik dapat dilakukan untuk assay dan/atau komposit. 3)

Data Lokasi a)

Data survai koordinat permukaan dari titik bor.

b)

Data survai bawah tanah dari kemiringan dan deviasi pemboran.

4)

Peta-peta topografi

2.6. METODA-METODA PENAKSIRAN 1)

Penaksiran Cadangan Secara Manual (Cross-Section) a)

Masih kerap dilakukan pada tahap-tahap paling awal dari proyek.

b)

Hasil penaksiran secara manual ini dapat dipakai sebagai alat pembanding untuk mengecek hasil penaksiran yang lebih canggih menggunakan komputer.

c)

Hasil penaksiran secara manual ini tak dapat langsung digunakan dalam perencanaan tambang dengan bantuan komputer.

2)

Metoda Poligon Ada dua metoda poligon yang berbeda : a)

Penaksiran

cadangan

secara

manual

dengan metoda poligon daerah pengaruh pada dasarnya tak lagi dilakukan (usang). b)

Sebaliknya, metoda poligon menggunakan percontoh terdekat untuk penaksiran kadar blok dalam model

I - 26

(dimana setiap blok memperoleh kadar dari komposi terdekat) masih umum dilakukan. 3)

Metoda Segitiga a)

Penaksiran

kadar

blok

dengan

cara

ini

tidak

dilakukan/sudah usang. b)

Metoda ini penting dalam aplikasi pembuatan kontur dengan komputer

4)

Metoda Jarak Terbalik (Inverse Distance Method) a)

Suatu

cara

penaksiran

merupakan

kombinasi

dimana linier

kadar

atau

suatu

harga

blok

rata-rata

berbobot (weighted average) dari komposit lubang bor disekitar

blok

tersebut.

Komposit

yang

dekat

memperoleh bobot yang relatif lebih besar, sedangkan komposit yang jauh dari blok bobotnya relatif lebih kecil. b)

Pilihan dari pangkat yang digunakan (ID1, ID2, ID3, ...) berpengaruh terhadap hasil taksiran. Semakin tinggi pangkat

yang

digunakan

hasilnya

akan

semakin

mendekati metoda poligon komposit terdekat. c)

Sifat/kelakuan anisotropik dari cebakan mineral dapat diperhitungkan (space ‘warping’).

d) 5)

Merupakan metoda yang masih umum dipakai.

Metoda Geostatistik dan Kriging a)

Metoda inipun menggunakan kombinasi linier atau harga rata-rata berbobot (weighted average) dari komposit lubang bor di sekitar blok untuk menghitung kadar blok yang ditaksir.

b)

Pembobotan melainkan

tidak

semata-mata

menggunakan

berdasarkan

korelasi

statistik

jarak, antar

percontoh (data komposit) yang juga merupakan fungsi jarak. Karena itu, cara ini lebih canggih dan kelakuan anisotropik dapat dengan mudah dapat diperhitungkan.

I - 27

c)

Cara ini memungkinkan penafsiran data cebakan mineral atau cadangan bijih secara probabilistik. Selain itu, ia memungkinkan pula interpretasi statistik mengenai halhal seperti bias, estimation variance, dll.

d)

Berbagai varian/jenis penaksiran yang berdasarkan pada metoda kriging dan geostatistik dapat dilakukan.

e)

Merupakan metoda yang paling umum dipakai dalam penaksiran kadar blok dalam suatu model cadangan.

2.7. PEMERIKSAAN

DARI

SUATU

MODEL

CADANGAN

MINERAL 1)

Bandingkan peta-peta (penampang atas dan penampang melintang) dari data pemboran (assay/komposit) dengan peta-peta yang sama untuk model blok. Apakah kadar blok mengikuti kecenderungan kadar yang tampak pada data yang digunakan? Apakah kadar dalam model blok selalu lebih tinggi atau lebih rendah jika dibandingkan dengan data? Apakah kadar blok diekstrapolasi terlalu jauh ke daerah yang belum dibor ?

2)

Lakukan perbandingan secara statistik antara kadar blok dengan Beberapa

kadar

percontoh

teknik

seperti

(komposit)

yang

digunakan.

statistika

dasar

(rata-rata,

simpangan baku, median, dll) dan perbandingan distribusi kadar/probability plot dapat dicoba. 3)

Lakukan perhitungan cadangan secara terpisah, secara manual atau menggunakan komputer. Apakah taksiran ini sensitif terhadap parameter-parameter penaksiran seperti jarak pengaruh dalam mencari percontoh, kadar data yang tinggi atau kadar tertinggi yang diperbolehkan, dsb ?

I - 28

4)

Untuk tambang yang sudah berjalan, satu cara yang dapat dikerjakan untuk mengetahui kinerja model cadangan adalah membandingkannya dengan produksi historis. Dua sumber data produksi adalah laporan produksi tambang (dari analisa lubang-lubang tembak) dan laporan pabrik pengolahan.

5)

Lakukan

pemeriksaan

yang

rinci

terhadap

data

assay

pemboran itu sendiri. Apakah data dari bor RC sesuai dengan data dari bor inti yang berdekatan. Pemeriksaan integritas data dapat pula dilakukan dengan melukakan assay ulang (biasanya di laboratorium yang berbeda) pemeriksaan assay terhadap komposit metalurgi, dll. 2.8. BEBERAPA HAL YANG HARUS DIPERHATIKAN UNTUK BERBAGAI KOMODITAS 1)

Tembaga (terutama untuk sistem porfiri) a)

Zona mineralisasi : biasanya ada beberapa

daerah dengan karakter yang berbeda misalnya sulfida, zona terlindi (leached), oksida, pengkayaan sekunder atau supergene, dan zona primer atau hypogene. i. Zona sulfida biasanya menghasilkan asam

selama

proses

pelapukan,

yang

dapat

melarutkan logam tembaga dan membawanya ke tempat lain. ii.

Zona terlindi dicirikan oleh

kadar ‘total copper’ yang rendah, dan ‘acid soluble copper” merupakan bagian besar dari ‘total copper’. iii. dicirikan

oleh

Zona ‘acid

teroksidasi

soluble

biasanya

copper’

yang

persentasenya paling tidak 50% dari ‘total copper’. Mineraloginya

terdiri

dari

malachit,

azurit,

dll.

Merupakan target yang baik untuk proses pelindian

I - 29

secara heap leaching tetapi tidak dapat diproses dengan flotasi. iv. b)

Tidak

Zona sekunder

jarang

didapati

intrusi

berkadar

rendah disekitar titik pusat dari zona bijih/mineralisasi utama. Material ini sering harus dipisahkan. 2)

Emas a)

Mineralisasi

emas

‘diendapkan’

oleh

cairan/fluida

mediumnya menuruti hubungan antara temperatur dan tekanan. Garis yang membatasi zona-zona mineralisasi emas biasanya dapat ditarik. Kadar emas dalam model cadangan harus menghormati batas-batas mineralisasi yang ada. b)

Analisa kadar emas seringkali amat sulit. Jika partikelpartikel emas bebas di dalam bijih mulai melampaui ukuran 100 mikron, replikasi atau pengulangan untuk memperoleh hasil yang sama biasanya sukar dicapai. Biasanya perlu dilakukan assay ulang dalam jumlah cukup besar.

c)

Jenis atau teknik pemboran yang berbeda (bor inti atau bor RC) seringkali memberikan hasil analisa assay yang berbeda. Kontaminasi pada hasil pemboran RC (reverse circulation) harus dicegah, terutama pada kedalaman di bawah muka air tanah.

3)

Molibdenum Banyak cebakan moli primer yang memperlihatkan dengan jelas zona-zona kadar moli. Biasanya ini dapat dengan mudah dibuat garis-garis konturnya, baik dari penampang atas maupun dari penampang melintang. Kadar dalam model blok perlu merefleksikan hal ini.

4)

Uranium

I - 30

Penaksirancadangan

bijih

untuk

komoditas

ini

amat

kompleks. Sebaiknya anda panggil ahlinya; terlalu banyak sandungan yang akan menjatuhkan para pemula atau mereka yang belum berpengalaman.

PEKERJAAN RUMAH 2 Topik : Pembobotan rata-rata Saudara memiliki dua stockpile bijih tembaga, yang terdiri dari supergene dan hypogene, sebagai berikut : Material

Ton

Total

Peroleha

Kadar

Superge

Bijih 91.025

Tembaga 0.410 %

n 85 %

Konsentrat 22.7 %

ne Hypogen

151.85

0.520 %

92 %

26.7 %

e

3

1. Berapakah total tonase bijih dan kadar tembaga rata-rata? 2. Berapakah perolehan rata-rata tembaga? 3. Berapakah kadar rata-rata konsentrat?

I - 31

BAB III KADAR BATAS, NISBAH PENGUPASAN, DAN KADAR EKIVALEN

3.1. PERHITUNGAN KADAR BATAS (CUT-OFF GRADE) 1) Kadar Batas Pulang Pokok (Break Even Cut-Off Grade = BECOG) a) Dalam teori ekonomi, analisis pulang pokok terdiri dari penentuan nilai parameter yang diinginkan (misalnya : berapa jumlah produk yang harus dijual) sedemikian rupa sehinga pendapatan tepat sama dengan ongkos atau biaya yang dikeluarkan (keuntungan = nol) b) Dalam pertambangan, yang ingin kita ketahui adalah berapa kadar bijih yang menghasilkan angka yang sama antara pendapatan yang diperoleh dari penjualan bijih tadi dengan biaya yang dikeluarkan untuk menambang serta memprosesnya. Kadar ini dikenal dengan nama kadar batas pulang pokok atau break even cut-off grade. BECOG =

c) Biasanya hanya biaya atau ongkos operasi langsung yang diperhitungkan dalam penentuan cut-off grade. Ongkosongkos kapital dan biaya tak langsung seperti penyusutan (depresiasi) pada umumnya tidak dimasukkan. Untuk keperluan perancangan batas akhir penambangan (pit design) asumsi yang diambil adalah bahwa umur tambang cukup panjang sehingga depresiasi tidak lagi merupakan faktor yang penting. Mengapa ?

I - 32

Karena pada tahap terakhir dari penambangan dimana batas lereng akhir dari tambang telah dicapai, kapital dan peralatan telah terdepresiasi secara penuh. 2) Kadar Batas Internal (Internal Cut-Off Grade = ICOG) a) Jika diasumsikan bahwa satu ton material pasti akan ditambang,

berapa

kadar

minimum

yang

akan

menghasilkan kerugian lebih kecil dari dua alternatif berikut : mengirimkan material hasil penambangan ke pabrik pemrosesan, atau mengirimkan material ini ke tempat

pembuangan

penambangan

walau

?

(ingat

bahwa

bagaimanapun

tetap

ongkos harus

dikeluarkan). b) Gunakan persamaan yang sama (seperti untuk BECOG), hanya

dalam

dimasukkan.

hal Jadi

ini

ongkos

untuk

penambangan

menghitung

ICOG,

tidak ongkos

penambangan = nol. 3) Kadar Batas Proses a) Bila tingkat produksi dari pabrik pemrosesan bijih telah ditentukan, misalnya untuk pabrik flotasi bijih fluida, maka perhitungan cut-off grade harus memasukkan ongkos G&A. b) Sebaliknya, bila tingkat produksinya tidak tertentu seperti pada kasus pelindian bijih oksida di leach pad, argumen bahwa kadar batas dapat dihitung tanpa memasukan ongkos-ongkos G&A adalah argumen yang dapat diterima. Selama jangka waktu satu tahun pasti akan ada bijih yang berkadar lebih tinggi yang dapat menutupi biaya-biaya ini. c) Kadar batas ini kadang-kadang disebut kadar batas pengolahan (process cut-off), yakni kadar terendah yang dapat operasi

menutupi

biaya

penambangan,

pengolahan

langsung.

Dalam

jika anda mempunyai

pabrik

I - 33

pengolahan (mill) dan tambang mengalami kekurangan bijih yang akut, maka process cut-off merupakan

kadar

terendah

yang

ini biasanya masih

dapat

dipertimbangkan untuk dapat dikirimkan ke pabrik Namun demikian, tujuan dari perencanaan tambang jangka panjang adalah menghindari keadaan tadi di atas. 3.2. NISBAH PENGUPASAN PULANG POKOK (BREAK EVEN STRIPPING RATIO =BESR) 1) Nisbah pengupasan didefinisikan sebagai nisbah dari jumlah material penutup (waste) terhadap jumlah material bijih (ore). Pada tambang bijih, nisbah ini biasanya dinyatakan dalam ton waste/ton ore. Di tambang batubara sering dipakai m3 waste/ ton batubara.

SR = Untuk

atau geometri

SR =

penambangan

yang

ditetapkan,

nisbah

pengupasan merupakan fungsi dari kadar batas. 2) Jika kadar bijih diketahui dan jika semua keuntungan bersih dari menambang bijih tersebut dipakai untuk mengupas tanah penutup

(waste stripping), berapa jumlah tanah

penutup yang dapat dikupas Inilah konsep BESR. BESR =

Catatan : ●

Nilai BESR adalah 0 pada titik BECOG (tidak dapat

mendukung stripping).

I - 34

●

Untuk harga komoditas, perolehan, ukuran pabrik,

tingkat produksi dan ongkos tertentu, BESR merupakan fungsi linier dari kadar bijih. ●

BESR merupakan masukan dalam metoda

perancangan tambang secara manual.

3.3. PERHITUNGAN KADAR EKIVALEN 1) Bilamana dalam cebakan bijijh kita dapati lebih dari satu meneral (utama dan ikutan), biasanya perlu dipakai konsep dasar ekivalen untuk mengevaluasinya. 2) Pertama kali, kita definisikan dahulu NSR (Net Smelter Return) sebagai nilai kotor dari satu ton bijih setelah dikurangi dengan ongkos-ongkos smelting, refining, dan freight (SRF). 3) Tahap-tahap

perhitungan

kadar

ekivalen

(misalnya

Cu

ekivalen) adalah sebagai berikut. a) Hitung NSR dari 1 ton (atau 1 tonne) tembaga yang berkadar bijih 1 %. b) Hitung NSR dari 1 ton (atau 1 tonne) mineral ikutan, misalnya moly dengan kadar 1% (atau emas dengan kadar 1 oz/ton atau

1 g/tonne, dst).

c) Hitung faktor ekivalensi sebagai nisbah (ratio) antara NSR untuk mineral ikutan terhadap NSR untuk mineral utama. d) Jadi kadar Cu Ekivalen = total Cu + Faktor x moly. e) Jika kadar total Cu dan kadar moly (emas, perak, dst) dalam blok diketahui, maka kadar Cu Ekivalen dari blok tersebut dapat dihitung. 4) Kadar ekivalen dapat pula dipahami atau didefinikan sebagai kadar yang menghasilkan gabungan nilai NSR dari semua mineral yang ada.

I - 35

5) Kadang-kadang lebih mudah bagi kita untuk menggunakan nilai NSR dan bukan kadar ekivalen. T

Hitung nilai NSR untuk suatu blok dan gunakan angka ini sebagai sebuah variabel kadar ekonomik untuk perencanaan tambang.

T

Kadar batas pulang pokok (BECOG) hanyalah mengandung ongkos-ongkos

penambangan,

pengolahan

dan

G&A.

Perolehan mill dan smelter, ongkos-ongkos SRF dan harga komoditas sudah diperhitung-kan dalam NSR. PERHITUNGAN KADAR BATAS Contoh untuk Cu : Ongkos penambangan (mining cost)

per ton material

$ 0.75 Ongkos pengolahan (milling cost)

per ton bijih

$ 3.25

Ongkos G & A

per ton bijih

$ 0.25

per pound product

$ 0.275

Perolehan pabrik (mill recovery) 94 % Smelting, refining, freight

Perolehan smelter (smelter recovery) 96.15 % Harga tembaga

per pound

$0.95 Penghasilan = Biaya (titik pulang pokok ; untuk satu ton bijih) Harga x Kadar x Mill Rec x Smlt Rec x 20 = Ongkos (Mine + Mill + G&A) + SRF x Kadar x Mill Rec x SMLT Rec x 20 Harga x Kadar x Mill Rec x Smlt Rec x 20 – SRF x Kadar x Mill Rec x Smlt Rec x 20 = Ongkos (Mine + Mill + G&A)

I - 36

(Harga – SRF) x Kadar x Mill Rec x Smlt Rec x 20 = Ongkos (Mine + Mill + G&A) Kadar batas pulang pokok

=

= = 0.35 % Cu Catatan : Angka 20 adalah faktor konversi dari % ke pound (dengan satuan pound per persen. Untuk proyek dengan satuan metrik faktor konversinya adalah 22.046. untuk logam mulia (mis : emas) tidak diperlukan faktor konversi karena satuannya sudah langsung dalam satuan produksi (oz/ton atau gram/ton). Tabel 3.1 Perhitungan Kadar Ekivalen Harga Komoditas Perolehan Pabrik Perolehan Smelter/Konverter Biaya Smelting Konversi per pound

1.

Tembaga

Moly

$ 0.90 88 % 96.1 % $ 0.324

$ 3.00 70 % 99 % $ 0.81

Hitung nilai NSR dari 1 ton bijih

dengan kadar 1% Cu ($ 0.90 - $ 0.324) (1%) (0.88) (0.961) (20 lb/%) = $ 9.74 2.

Hitung nilai NSR dari 1 ton bijih

dengan kadar 1% Moly ($ 3.00 - $ 0.81) (1%) (0.70) (0.99) (20 lb/%) = $ 30.35 3. Faktor Ekivalen = NSR Moly / NSR Tembaga $ 30.35 / $ 9.74 = 3.1160 4.

Tembaga Ekivalen = Kadar Cu +

3.1160 x Kadar Moly

I - 37

Tabel 3.2 Perhitungan NSR dan BESR Cu Eq 0.266 0.30 0.35 0.40 0.45 0.50 0.55 0.60 0.65 0.70 0.75 0.80 0.85 0.90 0.95 1.00 1.05 1.10 1.15 1.20

NSR 3.40 3.83 4.47 5.11 5.75 6.39 7.03 7.66 8.30 8.94 9.58 10.22 10.86 11.50 12.13 12.77 13.41 14.05 14.69 15.33

I - 38

BESR -0.00 0.79 1.95 3.11 4.27 5.43 6.59 7.75 8.91 10.08 11.24 12.40 13.56 14.72 15.88 17.04 18.20 19.37 20.53 21.69

Gambar 3.1. Grafik Hubungan Antara BESR Dan NSR Dengan Kadar Cu Eq

PEKERJAAN RUMAH 3 Topik : Perhitungan BECOG, ICOG, dan Faktor Eq

I - 39

Data Ekonomik Awal untuk Cebakan KS Creek (dalam $US) Mining Cost Per Tonne Total Material Milling Cost Per Tonne Ore General and Administrative (G&A) Per Tonne

$ 0.55 $ 2.10 $ 0.75

Ore Mill Recovery of Copper Mill Recovery of Gold Smelting, Freight, Refining (SFR) Per Pound

92 % 80 % $ 0.345

Payable Copper Smelter Payable (Recovery) of Copper Smelter Payable (Recovery) of Gold Copper Price Per Pound Gold Price Per Tr Oz and (Per Gram) Breakeven Cutoff Grade for Copper Internal Cutoff Grade for Copper Copper Equivalent = Total Copper + .?. x

96.15 % 98 % $ 1.00 $ 375 ($ 12.06) ? ? ?

Gold

BAB IV PERTIMBANGAN DASAR RENCANA PENAMBANGAN

4.1. PERTIMBANGAN EKONOMIS 4.1.1. Cut off Grade

I - 40

Ada 2 pengertian tentang cut off grade, yaitu : a.

Kadar endapan bahan galian terendah yang

masih memberikan keuntungan apabila ditambang. b.

Kadar

rata-rata

terendah

dari

endapan

bahan galian yang masih memberikan keuntungan apabila endapan tersebut ditambang. Cut off grade inilah yang akan menentukan batas-batas atau besarnya cadangan, serta menentukan perlu tidaknya dilakukan mixing/blending. 4.1.2. Break Even Stripping Ratio (BESR) Untuk menganalisis kemungkinan sistem penambangan yang akan digunakan, apakah tambang terbuka ataukah tambang bawah tanah, maka dipelajari Break Even Stripping Ratio (BESR), yaitu perbandingan antara biaya penggalian endapan bijih (ore) dengan biaya pengupasan tanah penutup (overburden) atau merupakan perbandingan biaya penambangan bawah tanah dengan penambangan terbuka. BESR ini juga disebut over all stripping ratio. BESR =

Misalnya biaya penambangan secara tambang bawah tanah = 2,00/ton ore, biaya penambangan secara tambang terbuka = 0,30/ton ore dan ongkos pengupasan tanah penutup = 0,35/ton waste. Maka untuk memilih salah satu sistem penambangan digunakan rumus BESR

(1).

BESR(1) =

I - 41

Ini berarti bahwa hanya bagian endapan yang mempunyai BESR yang lebih rendah dari 4,86 yang dapat ditambang secara tambang terbuka dengan menguntungkan. Jadi 4,86 adalah BESR(1) tertinggi yang masih dibolehkan untuk operasi tambang terbuka dengan kondisi tersebut di atas. Setelah ditentukan bahwa akan digunakan sistem tambang terbuka, maka dalam rangka pengembangan rencana penambangan digunakan BESR (2)

dengan rumus sebagai berikut. BESR(2) =

BESR(2) ini juga disebut economic stripping ratio yang artinya berapa besar keuntungan yang dapat diperoleh bila endapan bijih itu ditambang secara tambang terbuka. Contoh perhitungan BESR

(2)

untuk bijih tembaga kadar 0,80%, 0,75% dan 0,60%Cu

adalah sebagai berikut. Dari hasil perhitungan seperti terlihat pada Tabel 4.1 bila harga logam

Cu = $0,35/lb, ternyata untuk bijih Cu (ore) dengan

kadar 0,80% mempunyai BESR 1,5 : 1 dan kadar 0,60% Cu mempunyai BESR 0,6 :1. dengan demikian selanjutnya untuk harga metal $0,30/lb dan $0,35/lb Cu juga dihitung BESR-nya. Setelah masing-masing BESR dihitung untuk setiap kadar Cu dan untuk berbagai harga logam Cu, kemudian dapat dibuat grafik BESR vs kadar Cu (lihat Gambar 4.1). Dari grafik BESR (lihat Gambar 4.1) terlihat bahwa tinggi rendahnya BESR sangat dipengaruhi oleh : - kadar logam dari bijih yang akan ditambang - harga logam di pasaran Jadi pada dasarnya, jika terjadi kenaikan harga logam di pasaran, dapat mengakibatkan perluasan tambang karena cadangan

I - 42

bertambah, sebaliknya jika harga logam turun maka jumlah cadangan akan berkurang. Tabel 4.1 Contoh Perhitungan Break Even Stripping Ratio (BESR) Kadar bijih, % Cu Smelter recovery, % Recovery Cu/ton ore, lb ONGKOS PRODUKSI Penambangan Miling, Dpr. & Gen. Cost Treatment etc. Ongkos produksi total ONGKOS PENGUPASAN Ongkos pengupasan /ton waste RECOVERY VALUE Harga jual per ton bijih 1. Untuk $ 0,25/lb Cu BESR 2. Untuk $ 0,30/lb Cu BESR 3. Untuk $ 0,35/lb Cu BESR

0,80 81,80 14,10

0,60 85,80 10,30

TON BIJIH $ 0,45 $ 1,25 $ 0,76 $ 2,46

$ $ $ $

$ 0,40

$ 0,40

$ 0,40

$ 3,53 2,5 : 1 $ 4,23 4,2 : 1 $ 4,94 6,0 : 1

$ 3,05 1,5 : 1 $ 4,23 3,0 : 1 $ 4,27 4,5 : 1

$ 2,58 0,6 : 1 $ 3,09 1,8 : 1 $ 3,61 3,2 : 1

$ $ $ $

I - 43

TIAP 0,45 1,25 0,85 2,55

0,70 83,02 12,20

0,45 1,25 0,65 2,35

Gambar 4.1. Contoh Grafik BESR 4.2. PERTIMBANGAN TEKNIS 4.2.1. Ultimate pit slope Ultimate pit slope adalah batas akhir atau paling luar dari suatu tambang

terbuka

yang

masih

diperbolehkan,

dan

pada

kemiringan ini jenjang masih tetap mantap (stabil). Jadi dalam menentukan kemiringan lereng suatu tambang harus ditinjau dari dua segi, yaitu : − dari segi ekonomis masih menguntungkan − dari segi teknis keamanannya bisa dijamin. Dengan

demikian,

maka

faktor-faktor

yang

mempengaruhi

kemiringan lereng (ultimate pit slope) suatu tambang adalah : − BESR yang masih diperbolehkan − Struktur geologi yang meliputi joint, bidang-bidang geser, patahan, dll. − Ada air, yaitu kandungan air tanah di dalam lapisan-lapisan batuan. − Unsur waktu. Hubungan antara ultimate pit slope dengan BESR dapat berubahubah tergantung dari harga metal di pasaran (lihat Gambar 4.2). 4.2.2. Sistem penirisan Secara garis besar sistem penirisan tambang (drainage system) dapat dibagi menjadi 2 (dua) golongan yaitu : - sistem penirisan langsung (konvensional) - sistem penirisan tidak langsung (inkonvensional) 1) Sistem Penirisan Langsung

I - 44

Adalah sistem penirisan dengan cara mengeluarkan (memompa) air yang sudah masuk ke dalam tambang.

Gambar 4.2. Hubungan Antara Ultimate Pit Limit Dengan BESR Sistem penirisan langsung dibedakan menjadi 2 (dua), yaitu : a) Penirisan dengan tunnel atau adit Cara penirisan ini hanya bisa diterapkan untuk tambang yang terletak di daerah pegunungan atau berbentuk bukit. Air yang masuk ke dalam tambang dikeluarkan dengan cara mengalirkan air dari dasar tambang ke luar tambang melalui terowongan (tunnel/adit). b) Penirisan dengan open sump Cara penirisan inilah yang pada umumnya banyak digunakan di tambang-tambang terbuka. Air yang masuk ke dalam tambang dikumpulkan ke suatu sumuran (sump) yang biasanya dibuat di dasar tambang dan dari sumuran tersebut kemudian air dipompa keluar tambang. 2) Sistem penirisan tak langsung

I - 45

Adalah sistem penirisan dengan cara mencegah masuknya air ke dalam tambang (preventive drainage system) artinya dengan cara membuat beberapa lubang bor dibagian luar daerah penambangan atau di jenjang kemudian dari lubang-lubang bor tersebut air dipompa ke luar tambang. Ada beberapa macam cara penirisan tak langsung, yaitu : − siemens methods − small pipe with vacuum pump − deep well pump method − electro osmosis methods 4.2.3. Ukuran Jenjang (bench dimension) Cara-cara pembongkaran akan mempengaruhi ukuran jenjang. Ada beberapa pendapat tentang ukuran jenjang itu, antara lain : 1)

Menurut Head Quarter of US Army (pits and quarry tehnical bulletin) No : (5-352) W minimum = Y + Wt + Ls + G + Wb keterangan : W minimum : lebar jenjang minimum, m Y

: lebar yang disediakan untuk pengeboran, m

Wt : lebar yang disediakan untuk alat-alat, m Ls

: panjang power shovel tanpa panjang boom, m

G

: floor cutting radius dari power shovel, m

Wb : lebar untuk broken material, m 2) Menurut Lewis (elements mining) Tinggi jenjang adalah sebagai berikut. a. Untuk cara hydraulicking yang baik adalah 200 ft dan maksimum

600 ft.

I - 46

b. Untuk dredging kedalaman ideal antara 50 ft-80 ft, tetapi ada yang sampai 130 m. c. Untuk open cut antara 12 ft–75 ft; yang baik adalah 30 ft. Sedangkan untuk tambang bijih dapat sampai 225 ft. Lebar jenjang disesuaikan dengan loading track, daerah operasi power shovel serta untuk peledakan, lebarnya antara 20 ft–76 ft, umumnya 50 ft dan yang ideal 30 ft. 3) Menurut L. Sheyyakov (mining of mineral deposits) Lebar jenjang tergantung pada metoda penggalian dan kekerasan mateial yang ditambang. a. Untuk material lunak B = (1,00 sampai 1,50) Ro + L + L1 + L2 keterangan : B

= lebar jenjang, m

Ro = digging radius dari alat muat, m L

= jarak antara sisi jenjang (bench) dengan rel, 3-4 m

L1 = lebar lori, 1,75–3,00 m L2 = jarak untuk menjaga agar tidak longsor, m b. Untuk material keras B = N + L + L1 + L2 keterangan : B

= lebar jenjang, m

N

= lebar yang dibutuhkan untuk broken material, m

Disini tidak disediakan lebar untuk alat-muat/gali karena dianggap alat muat bekerja disamping broken material. 4) Menurut Melinkov dan Chevnokoy (safety in open cast mining) a. Untuk lapisan yang lunak (soft strata) B = 2R + C + C1 + L

I - 47

keterangan : B =lebar jenjang, m R =digging radius dari alat muat, m C =jarak sisi jenjang broken material ke garis tengah rel, m L=lebar yang disediakan untuk pengaman (safety), biasanya selebar dump truck, m b. Untuk lapisan yang keras (hard strata) B = a + C + C1 + L + A keterangan : B = lebar jenjang, m a = lebar untuk broken material, m A = lebar pemotongan pertama (awal), m 5) Menurut Popov (the working of mineral deposit) a.

Tinggi jenjang dan kemiringannya (i)

Kemiringan

jenjang

tergantung dari kandungan air pada material. Material yang

relatif

kering

biasanya

memungkinkan

kemiringan jenjang yang lebih besar. (ii)

Umumnya

tinggi

jenjang berkisar antara 12–15 m, dengan kemiringan : − untuk batuan beku

: 70o - 80o

− untuk batuan sedimen

: 50o - 60o

− untuk pasir kering

: 40o - 50o

− untuk batuan yang argilaceous

: 35o - 45o

b. Lebar jenjang Lebar jenjang antara 40–60 m, biasanya juga dibuat antara

80–100 m. Jika memakai multi row bore hole.

Lebar minimum untuk batuan keras : Vr = A + C + C1 + L + B keterangan :

I - 48

Vr = lebar jenjang minimum, m A = lebar broken material, m C = jarak sisi timbunan ke sisi tengah rel, m C1= 0,50 lebar lori = 2–3 m B = lebar endapan yang diledakkan = 6–12 m L = lebar

yang

extraction

disediakan

untuk

menjamin

dari endapan pada jenjang di

bawahnya. 6) Menurut Young (elements of mining) a.

Tinggi jenjang

− Untuk tambang bijih besi antara 20 – 40 ft − Untuk tambang bijih tembaga 30 – 70 ft − Untuk limestone dapat sampai 200 ft b.

Lebar jenjang

Antara 50–250 ft c.

Kemiringan jenjang

Antara 45o–65o 7) Menururt E. P. Pfleider (surface mining) Tinggi jenjang : L = Lm x Sf keterangan : L

= tinggi jenjang, m

Lm = maximum cutting height dan alat muat Sf = swell factor = 1/3 untuk cara corner cut dan = 0,50 untuk cara box cut 8) Menurut Hustrulid (open pit mine planning and design) Pada tambang terbuka, masing-masing jenjang memiliki permukaan bagian atas dan bagian bawah yang dipisahkan oleh jarak H yang disebut dengan tinggi jenjang. Kemudian permukaan sub-vertikal yang tersingkap dan disebut dengan

I - 49

muka jenjang. Semuanya itu digambarkan dengan kaki lereng (toe), puncak (crest) dan sudut muka jenjang (face angle). Sudut muka jenjang ini dapat bervariasi tergantung dari karakteristik batuan, orientasi jenjang dan peledakan. Pada batuan keras sudut ini bervariasi antara 55 0–800. Bagianbagian jenjang tersebut dapat digambarkan pada Gambar 4.3.

Gambar 4.3. Bagian-Bagian Jenjang Menurut Hustrulid Permukaan jenjang yang tersingkap paling bawah disebut jenjang dasar (bench floor). Lebar jenjang ini adalah jarak antara crest dan toe yang diukur sepanjang permukaan jenjang bagian atas. Lebar bank adalah proyeksi horisontal dari muka jenjang. Terdapat beberapa tipe jenjang. Jenjang kerja adalah suatu jenjang dimana dilakukan proses penambangan. lebar yang digali dari jenjang kerja ini disebut cut. Lebar jenjang kerja (WB) didefinisikan sebagai jarak dari crest

I - 50

pada jenjang dasar keposisi toe yang baru setelah cut digali (lihat Gambar 4.4). Setelah cut dipindahkan maka akan terlihat sisanya adalah sebagai jenjang pengaman atau jenjang penangkap (catch bench) dengan lebar SB. Tujuan pembuatan jenjang penangkap ini adalah : a. Untuk mengumpulkan material yang meluncur dari jenjang yang ada di atasnya b. Untuk memberhentikan pergerakan boulder yang bergerak ke bawah Kedua fungsi tersebut dapat digambarkan pada Gambar 4.5.

Gambar 4.4. Penampang Jenjang Kerja

I - 51

Gambar 4.5. Fungsi Jenjang Penangkap Secara umum lebar dari jenjang penangkap adalah 2/3 dari tinggi jenjang sedangkan pada akhir umur tambang lebar jenjang penangkap kadang-kadang

dikurangi sampai kira-kira 1/3 dari

tinggi jenjang. Kadang-kadang jenjang ganda (double benches) ditinggalkan sepanjang final pit seperti pada Gambar 4.6.

Gambar 4.6. Jenjang Ganda Pada Final Pit Limit

I - 52

Sebagai tambahan pada jenjang penangkap, tumpukan material bongkahan (berm) biasanya sering terdapat di sepanjang crest. Dengan terdapatnya tumpukan tersebut maka akan terbentuk suatu saluran antara tumpukan dan kaki

lereng (toe) untuk

menangkap batuan yang jatuh (falling rock). Menurut Call (1986) bahwa geometri jenjang penangkap direkomendasikan untuk didesain seperti pada Gambar 4.7 dan Tabel 4.2.

Gambar 4.7. Geometri Jenjang Penangkap (Call, 1986) Tabel 4.2. Dimensi Jenjang Penangkap (Call, 1986) Bench height (m)

Impact zone (m)

Berm height (m)

Berm width (m)

Minimum berm width (m)

15

3.5

1.5

4

7.5

30

4.5

2

5.5

10

45

5

3

8

13

Berikut ini adalah suatu lereng yang terdiri dari 5 jenjang (Gambar 4.8) dimana sudut lerengnya dibuat dari garis yang menghubungkan kaki lereng yang paling rendah sampai ke puncak lereng yang paling tinggi sehingga kemiringan lereng keseluruhannya (overall pit slope) dapat dihitung sebagai berikut.

I - 53

 (overall) = tan-1

= 50.4O

Gambar 4.8. Sudut Lereng Keseluruhan Jika pada Gambar 4.9 terlihat bahwa pada jenjang ketiga terdapat jalan masuk yang berbelok (acces ramp) dengan lebar 100 ft maka kemiringan lerengnya menjadi :

 (overall) = tan-1

= 39.2O

Apabila pada lereng tersebut terdapat jenjang kerja dengan lebar 125 ft pada jenjang 2 seperti pada Gambar 4.10 maka sudut lereng keseluruhan menjadi :

I - 54

 (overall) = tan-1

= 36.98O

Gambar 4.9. Sudut Lereng Keseluruhan Dengan Adanya Ramp Jika ramp tersebut dibagi menjadi 2 bagian seperti pada Gambar 4.10 yang masing-masing ramp tersebut dapat digambarkan dengan sudut lereng. Sudut ini disebut sudut antar ramp (interramp angle). Dalam hal ini berlaku :

IR1 = IR2 = tan-1

= 50.4O

I - 55

Gambar 4.10. Sudut Lereng Antar Ramp (Interramp)

I - 56

Gambar 4.11. Sudut Lereng Keseluruhan Dengan Adanya Jenjang Kerja

I - 57

BAB V PERANCANGAN BATAS AKHIR PENAMBANGAN (PIT LIMIT DESIGN)

5.1. KONSEP DASAR 1) Data yang ada : Model blok cebakan bijih Data tekno-ekonomik (termasuk sudut lereng) Pertanyaannya : Bagaimana

menentukan

batas

akhir

penambangan

(bentuk/geometri dari final pit) ? 2) Kadar Batas Pulang Pokok (Break Even Cut-off Grade) dan Nisbah Pengupasan Pulang Pokok (Break Even Stripping Ratio) : berdasarkan data ekonomik dan perolehan (recovery) kita dapat menghitung BECOG dan membuat suatu tabel yang menunjukkan BESR untuk berbagai kadar batas. 3) Beberapa algoritma perancangan (penentuan pit limit) a.

Metoda penampang (Manual Cross Section / 2-D) b. Pemrograman dinamik 2 Dimensi (2-D Dynamic

Programming atau Metoda Lerchs-Grossmann) c.

Metoda Kerusut mengambang (Floating cone) 3-D

d.

Metoda tiga dimensi lainnya :

− Teori grafik (Graph theory) − 3-D Dynamic programming − Aliran Jaringan (Network Flow)

I - 58

5.2. PERANCANGAN TAMBANG : DEFINISI DAN DASAR PEMIKIRAN 1) Istilah perancangan tambang biasanya dimaksudkan sebagai bagian dari proses perencanaan tambang yang berkaitan dengan masalah-masalah geometrik. Di dalamnya termasuk perancangan batas akhir penambangan, tahapan (pushback), urutan

penambangan

tahunan/

bulanan,

penjadwalan

produksi dan waste dump. 2) Aspek perencanaan tambang yang tidak berkaitan dengan masalah geometrik meliputi kebutuhan alat dan tenaga kerja, perkiraan biaya kapital dan biaya operasi. 3) Penentuan Batas Penambangan (final pit limit) a.

Tujuan

menentukan

yang

batas-batas

ingin

dicapai

penambangan

pada

adalah suatu

cebakan bijih (yakni jumlah cadangan dan kadarnya) yang akan memaksimalkan nilai bersih total dari cebakan bijih tersebut sebelum memasukkan faktor nilai waktu dari uang. i.

Tidak diperhitungkannya nilai waktu

dari uang akan menghasilkan bentuk pit yang paling besar untuk suatu set parameter ekonomik tertentu. ii.

Dengan menambahkan faktor bunga

(interest), besar pit akan berkurang. b. Mengapa faktor nilai waktu dari uang tidak dimasukkan ? Beberapa alasan : i.

Untuk proyek dengan jangka waktu

panjang (misal : lebih dari 15 tahun), tahap-tahap penambangan terakhir akan memiliki dampak yang minimal terhadap tingkat pengembalian modal atau rate of return.

I - 59

ii.

Selain

itu,

untuk

proyek

yang

berjangka waktu panjang seperti ini, cukup masuk akal bahwa faktor teknologi yang semakin canggih akan mengimbangi faktor nilai waktu dari uang. c.

Walaupun butir (a) di atas merupakan

tujuan yang paling umum, ada beberapa kasus terutama pada cebakan bijih dengan nisbah pengupasan yang tinggi–dimana

nilai

waktu

dari

uang

perlu

dipertimbangkan pada tahap awal dari evaluasi. 4) Berapa banyak energi yang harus dicurahkan untuk menentukan batas penambangan ? a. yang

berjangka

Pada fase kelayakan suatu proyek panjang,

tahap-tahap

penambangan

terakhir akan memiliki dampak yang minimal terhadap rate of return. Karena itu, mencurahkan terlalu banyak waktu untuk perancangan batas penambangan barangkali kurang memiliki alasan yang kuat. i.

Usaha yang tidak begitu memakan

waktu dapat meliputi penggunaan program floating cone atau 3-D Lerchs-Grossmann untuk menentukan pit limit, dan melakukan pengecekan awal apakah hasilnya masuk akal. ii.

Studi sensitivitas dengan melakukan

perubahan-perubahan kecil pada parameter pokok seperti sudut lereng, harga komodits, ongkos-ongkos, dan

lain-lain.

Akan

membantu

dalam

pemilihan

skenario untuk dasar perancangan. b.

Untuk proyek penambangan dengan

jangka waktu yang relatif singkat, misalnya kurang dari 15 tahun, diperlukan energi dan waktu lebih banyak untuk

I - 60

menentukan batas penambangan, terutama bila lereng akhir (final pit walls) akan dibuat pada tahap-tahap awal. Usaha yang lebih serius dapat meliputi perancangan dua geometri

pit

yang

berbeda,

lengkap

dengan

jalan

angkutnya dan dengan lereng akhir pada berbagai posisi yang berlainan, kemudian dipilih alternatif mana yang terbaik. c.

Pada

tahap-tahap

belakangan,

khususnya ketika lereng akhir dengan nisbah pengupasan yang relatif besar akan dibuat, energi yang besar perlu dicurahkan untuk perancangan pit limit ini. Studi kelayakan yang memakan waktu beberapa bulan dapat dilakukan. Beberapa alternatif rancangan dapat dibuat untuk melihat detail dari penjadwalan produksi, kebutuhan alat serta ongkos-ongkos. 5.2.1. Metoda Penampang 2 Dimensi 1) Penentuan batas penambangan secara manual membutuhkan pertimbangan-pertimbangan yang sifatnya subyektif. Dua orang yang berbeda mungkin akan memperoleh batas-batas penambangan (pit limit) yang tidak persisi sama. 2) Deskripsi metoda penampang (2-D manual cross-sectional method) a.

Mulai dengan model blok (skala horisontal =

skala vertikal). Tentukan sudut lereng keseluruhan. Hitung BECOG dan buat tabel yang menunjukkan BESR untuk berbagai kadar batas. b.

Untuk setiap penampang tentukan batas

penambangan (trial pit limit) pada sudut lereng tersebut. Tentukan posisi lereng akhir dimana BESR kumulatif dari

I - 61

blok-blok bijih akan dapat membayar pengupasan tanah penutupnya. c.

Pindahkan trial pit limit dari penampang

vertikal (cross section) ke horisontal (level/plan map). Dalam memindahkan rancangan pit, hanya titik-titik pada level dimana terjadi perubahan rancangan yang berarti perlu dipindahkan. Level atau jenjang yang penting meliputi bagian atas dan bawah dan lereng yang panjang, dan jenjang dimana sudut lereng berubah. Tidak semua titik pada setiap jenjang perlu dipindahkan. d.

Buat

penampang

kontur

horisontal.

batas

penambangan

Rancangan

batas

pada akhir

penambangan harus cukup halus. Menghubungkan setiap titik secara kaku pada level map tidak akan memberikan hasil yang diinginkan. Beberapa titik pada level map ini mungkin harus diabaikan. e.

Untuk penampang-penampang (sections) di

dekat ujung cebakan bijih, sudut lereng dapat dibuat sedikit lebih landai. f. terdapat

Kuantitas di

dalam

dan batas

kadar

cadangan

penambangan

yang dapat

ditabulasikan dari jumlah, berat dan kadar blok di tiaptiap jenjang. 3) Asumsi Implisit metoda penampang 2-D a. Walau bagaimanapun, penambangan di bagian tengah dari cadangan pasti akan terjadi. Kita hanya perlu menetapkan batas penambangan yang paling luar saja. b. Cebakan bijih memiliki bentuk cukup memanjang ke arah yang tegak lurus dari penampang-penampang vertikal yang digunakan.

I - 62

4) Pedoman pokok dalam menentukan batas penambangan a. Setiap blok bijih yang akan ditambang harus dapat membayar

atau

mendukung

pengupasan

(stripping)

dirinya sendiri. b. Jika sebuah blok bijih dapat ditambang karena kontribusi dari blok-blok bijih lain yang terletak diatasnya (dan pada jalur

penambangan blok ini), maka blok bijih ini harus

ditambang.

Kontribusi

dijumlahkan,

jadi

dari

rata-rata

tiap-tiap untuk

blok

dapat

beberapa

blok

diperbolehkan. c.

Jika dua blok bijih yang terpisah satu sama lain dapat ditambang karena kontribusi simultan dari pengupasan waste yang sama, maka kedua blok ini harus ditambang.

d. Tidak ada blok waste yang boleh ditambang kecuali bila ia terletak pada jalur penambangan dari suatu blok bijih yang terletak di bawahnya. 5.2.2.

Pemrograman

Dinamik

2-D

(Metoda

Lerchs-

Grossman) 1) Pemrograman Linier vs. Pemrograman Dinamik a. Pemrograman linier (linier programing) dirancang untuk proses suatu tahap. Biasanya di dalamnya tidak terlibat elemen waktu atau urut-urutan berdasarkan waktu (one shot decision). T (D,S)

S’

Masukan

keluaran

S

S’ Return R1

Solusi

optimal

(yaitu

nilai-nilai

keputusan)

dengan mengikuti algoritma simplex. Tujuan : mengoptimalkan R1.

I - 63

diperoleh

b. Pemrograman

dinamik

(dynamic

programming)

ditujukan untuk proses beberapa tahap (multi-stage process).

Biasanya

keputusan-keputusan

melibatkan yang

elemen

waktu

berurutan

dari

(sequential

decisions). Critical Path Method atau CPM adalah suatu contoh baik. Proses multi tahap merupakan uatu masalah dimana

keputusan

yang

berurutan

harus

diambil,

dansetiap keputusan akan mempengaruhi ruang lingkup pengambilan keputusan berikutnya.

Tujuan : secara tepat

mengoptimalkan R =

n  RI

dengan memilih

i=1 nilai-nilai variabel keputusan. Solusi optimal diperoleh dengan

mengikuti

prinsip

Optimalitas

Dinamik

dari

Bellman yang intinya: apapun yang telah kita lakukan dimasa yang lalu, keputusan-keputusan mendatang harus optimal relatif terhadap situasi saat ini. Solusi optimal ini merupakan suatu kumpulan-kumpulan keputusan yang berurutan, misalnya sebuah kebijakan (policy) 2) Pemrograman Dinamik 2- Dimensi (Metoda Lerchs-Grossman) Memiliki motivasi bahwa pada dasarnya penentuan batas penambangan yang ‘optimum’ menggunakan penampang (2D cross section) mudah dilakukan. 3) Asumsi-asumsi dasar a.

Nilai ekonomik tiap blok diketahui/dapat

dihitung.

I - 64

b.

Sudut lereng keseluruhan diberikan sebagai

masukan. c. (nilai

Tujuan : memaksimalkan keuntungan total

material

yang

ditambang

dikurangi

ongkos

penambangan) 4) Algoritma a.

Sudut lereng i.

Jika ukuran blok dalam model sudah

pasti, tentukan jumlah blok ke atas dan ke bawah untuk setiap blok (pada penampang) yang paling mendekati kendala sudut lereng. ii.

Jika ukuran blok masih dapat diatur,

pilihlah sedemikian rupa sehingga geometri ukuran blok sesuai dengan sudut lereng. b.

Hitung nilai ekonomik dari tiap blok, yaitu

pendapatan dari nilai jual dikurangi ongkos penambangan blok tersebut, ongkos pengolahan dan ongkos G&A (general

&

administrative

costs

=

overhead).

Nilai

ekonomik ini kita sebut sebagai nilai pertama dari blok atau mij. Pada penampang 2-dimensi, blok (i,j) terletak pada baris i dan kolom j. c.

Hitung jumlah nilai ekonomik dari blok-blok yang berada di satu kolom dengan blok (i,j). Ini kita definisikan sebagai nilai kedua dari blok atau Mij.

i Mij =  mkj k=1 d. Pada penampang kita tambahkan baris 0, lalu hitung nilai ketiga dari blok atau Pij sebagai berikut. Poj = 0 Kemudian, untuk tiap kolom mulai dari kolom 1 : Pij = Mij + max (Pi+k,j-1)

I - 65

untuk k = -1,0,1

e. Beri tanda panah untuk menandai maksimum dari blok (i,j) ke blok (i+k,j-1) tanda panah ini harus mengarah dari kanan ke kiri. i.

Untuk

kolom

pertama

(j

=

1),

buatlah Pij = Mij ii.

Pij mewakili nilai paling besar yang

dapat diperoleh dari penambangan blok (i,j) dan semua blok di atasnya, serta blok-blok di sebelah kirinya f.

Pilih jalur optimal (yang akan menandai

kontur permukaan tambang atau batas penambangan) dengan mencari kolom j yang memiliki nilai P ij positif dan terbesar di permukaan (di baris 1). i.

Kontur

batas

penambangan

akan

diperoleh dengan mengikuti arah anak panah dari kanan ke kiri, mulai dari blok ini. ii.

Jika nilai Pij di permukaan (baris 1)

semua negatif, berarti tidak ada blok yang ekonomik untuk

ditambang

pada

penampang

yang

bersangkutan. Langkah-langkah tersebut di atas dapat direpresentasikan sebagai berikut.

Gambar 5.1. Geometri Badan Bijih Untuk Contoh Lerchs-Grossman 2-D (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 66

Gambar 5.2. Nilai Ekonomik Mula-Mula dari Setiap Model Blok (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.3. Nilai Ekonomik Akhir dari Setiap Model Blok (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.4. Perhitungan dari Penjumlahan Kumulatif Untuk Kolom 6 (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 67

Gambar 5.5. Kumulatif Penjumlahan Yang Lengkap (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.6. Prosedur Penentuan Arah Nilai Kumulatif Maksimum dan Minimum (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 68

Gambar 5.7. Pergerakan Proses penjumlahan Pada Kolom 7 (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.8. Penentuan Pit dan Nilai Total Dengan Anak Panah (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 69

Gambar 5.9. Nilai Blok Individu Untuk Dua Bagian Pit (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.10. Proses Penjumlahan Pada Seluruh Bagian (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.11. Penentuan Pit Yang Optimum (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.12. Perpaduan Batas akhir Pit Yang Optimum Pada Blok Model (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 70

5.2.3.

Metoda Kerucut Mengambang (Floating Cone 3Dimensi)

1) Tujuan a. Menentukan batas akhir satu tambang terbuka (ultimate pit limit) dengan menggunakan analisis ekonomik pulang pokok (break even economic analysis). b) Sasaran yang ingin dicapai dalam penentuan batas akhir penambangan mengharuskan batas akhir tersebut dihitung menggunakan dasar ekonomik pulang pokok. c) Keuntungan

dari

menambang

tahapan

bijih

terakhir harus tepat membayar biaya pengupasan lapisan penutupnya. 2) Masukan Data Yang diperlukan a) Model Blok Cadangan Bijih i. Model komputer yang membagi cebakan bijih menjadi blok-blok yang seragam ii. Tiap blok memiliki informasi tentang tofografi, geologi dan taksiran kadar mineral iii. Informasi yang disimpan dalam tiap blok cukup untuk menghitung nilai ekonomiknya dari data ekonomi yang ada b) Data Ekonomik i. Harga komoditas (Cu, Au, Ag, Mo, ...... dll) ii. Semua

ongkos-ongkos

yang

berkaitan

dengan

penambangan dan pengolahan bijih : − Ongkos penambangan per ton bijih − Ongkos penambangan/pengupasan per ton lapisan penutup − Ongkos pengolahan (penggerusan, milling/leaching) per ton bijih − Perolehan (recovery) dari proses pengolahan

I - 71

− Ongkos peleburan, pemurnian dan pengangkutan (SRF) per unit produk akhir komoditas − Perolehan (recovery) dari peleburan dan pemurnian − Ongkos umum dan administrasi (G&A) per ton bijih − Ongkos royalti c) Data Sudut Lereng i. Satu sudut lereng yang sama untuk pit , atau ii. Sudut lereng yang bervariasi dengan zona-zona di pit d) Lebar Pit Bottom Minimum – cukup untuk ruang kerja peralatan 3) Algoritma floating cone bekerja dalam dua tahap : a) Pada tahap pertama, taksiran kadar blok dan parameter

ekonomik

(harga

komoditas,

ongkos

penambangan dan pengolahan, perolehan dan royalti) digunakan untuk membuat suatu model blok ekonomik. Setiap blok memiliki nilai moneter, blok bijih nilainya positif dan blok lapisan penutup (waste) negatif. Nilai uang ini mewakili keuntungan bersih dari penambangan blok yang bersangkutan. b) Pada tahap kedua analisis kerucut mengambang dilakukan terhadap blok-blok dalam model, dari atas ke bawah. Dasar (bagian lancip) dari suatu kerucut terbalik diletakkan di pusat setiap blok bijih (blok yang nilainya positif) i.

Suatu analisis ekonomik kemudian dilakukan dengan menjumlahkan nilai uang dari seluruh blok di dalam kerucut terbalik ini. Jika hasilnya positif, semua blok ini harus ditambang/dikeluarkan dari model dan tidak lagi diperhitungkan dalam analisis berikutnya.

ii. Kerucut ini digerakkan secara sistematis dalam model blok hingga semua material yang ekonomis habis ditambang. Kerucut dimulai dari atas dan bergerak ke

I - 72

bawah, kemudian mulai lagi dari atas model blok untuk mengambil blok-blok yang mungkin sekarang menjadi ekonomis karena pengupasan material waste oleh blok-blok bijih di bawahnya. Ini akan berlangsung hingga tak ada lagi material yang dapat ditambang. iii. Dinding lereng dari kerucut ini memililki sudut yang sama dengan sudut lereng tambang yang ditentukan. iv. Jari-jari penambangan minimum atau lebar minimum pada pit bottom merupakan salah satu masukan. Biasanya jari-jari ini dibuat berukuran 1,5 kali ukuran blok, sehingga lebar minimum di pit bottom adalah 9 blok (cukup untuk beroperasinya peralatan). v. Analisis

kerucut

mengambang

ini

menggunakan pendekatan blok utuh terdekat. Jadi, jika pusat blok berada di dalam kerucut maka seluruh blok itu dianggap berada dalam kerucut. vi. Sembarang

bentuk

pit

dapat

didekati

dengan membuat kerucut-kerucut overlapping satu sama lain. Overlap dimungkinkan karena blok-blok yang ditambang pada kerucut sebelumnya berubah statusnya menjadi blok udara, sehingga tidak lagi diperhitungkan berikutnya.

Jika

dalam semua

analisis kerucut

ekonomik terbalik

kerucut ini

kita

gabungkan, sebuah geometri pit akan terbentuk. Selubung paling luardari bentu pit ini berada pada posisi pulang pokok relatif terhadap data masukan (input) yang kita berikan. 4) Aspek lain : Penerapan metoda kerucut mengambang untuk perancangan penahapan penambangan (pushback) a) Jika harga komomditas diturunkan, BECOG akan naik dan BESR akan turun. Geometri kerucut mengambang yang

I - 73

diperoleh

akan

menjadi

lebih

kecil

dan

cadangan

tertambangnya lebih kecil pula. b) Jika harga komoditas terus diturunka, akan diperoleh suatu serial geometri pit (bentuk/geometri open pit dari besar

ke

kecil).

Proses

penambangannya

akan

mentargetkan dulu blok-blok dengan potensi keuntungan paling besar (untuk harga komoditas paling rendah). Blokblok yang merupakan target berikutnya secara bertahap akan ditambang hingga batas akhir dari pit tercapai (pada harga komoditas yang diproyeksikan) c) Serial geometri ini menjadi indikator atau pedoman urutan pengambilan bijih. Hal ini amat berguna dalam merancang tahap-tahap penambangan (phase/pushback design). Berikut ini adalah cara mengoptimasi pit limit dengan cara floating cone 3D dengan data nilai ekonomik dari setiap blok model yang sama dengan pada Lerch-Grossman 2D.

Gambar 5.13. Nilai Ekonomik Model Blok Untuk Floating Cone (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 74

Gambar 5.14. Keadaan Setelah Membuat Floating Cone 2 Baris (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.15. Keadaan Setelah Membuat Floating Cone 3 Baris (Hustrulid & Kutcha,1995)

I - 75

Gambar 5.16. Keadaan Setelah Membuat Floating Cone 4 Baris (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.17. Keadaan Setelah Membuat Floating Cone 5 Baris (Hustrulid & Kutcha,1995)

Gambar 5.18. Keadaan Setelah Membuat Floating Cone 6 Baris (Hustrulid & Kutcha,1995) Pada Gambar 5.18 terlihat bahwa hasil penentuan pit yang optimum dengan cara floating cone memberikan hasil yang sama dengan cara Lerchs-Grossman. Contoh Soal :

I - 76

Dengan

menggunakan

pendekatan

kerucut

mengambang

(floating cone) yang benar, hitunglah keuntungan bersih yang akan diperoleh dari penampang tambang terbuka di bawah ini. Tunjukan

pula

blok-blok

yang

akan

ditambang/tidak

akan

ditambang. Permukaan

45o sudut lereng 1

2 3

nilai blok 1 = Rp.

80 juta

nilai blok 2 = Rp. 100 juta nilai blok 3 = Rp.

20 juta

Ongkos Penggalian/penambangan = Rp. 10 juta/blok Catatan : Nilai blok adalah gross income dikurangi biaya pengolahan dan

biaya

tak

langsung,

tetapi

penambangan. Jawaban :

1

2 3

Blok yang ditambang Blok yang tidak ditambang

I - 77

tidak

termasuk

biaya

Net profit penggalian/penambangan

= nilai blok 1 + nilai blok 2 - ongkos

= 80 juta + 100 juta - (12 x 10 juta) = 180 juta – 120 juta = 60 juta

PEKERJAAN RUMAH 4

Topik : Penentuan Ultimate Pit Limit dengan Metode Manual Buatlah Resume mengenai Metode Penampang 2 Dimensi Secara Manual.

PEKERJAAN RUMAH 5 Topik : Penentuan Ultimate Pit Limit dengan Metode Lerchs-Grossman

I - 78

Suatu penampang blok model dengan Net Value untuk tiap-tiap blok sebagai berikut -

-

-

-

-

-

-

-

2 -

2 3

2 3

2 3

2 3

2 3

2 3

2 -

8 -

1

1

1

1

1

1

8 -

1

1

5 -

-

-

-

-

-

-

5 -

2

7

7

7

7

7

7

2

3

3

1. Tulis prosedur dasar untuk penggunaan metode Dynamic Programming (Lerchs-Grossman) bagi penentuan Ultimate Pit Limit! 2. Berikan komentar atas hasil yang diperoleh!

PEKERJAAN RUMAH 6 Topik : Evaluasi Ekonomi Pit

dengan metode Kerucut

Mengambang (Floating Cone) Wakil Direktur operasi suatu perusahaan pertambangan emas skala kecil meminta Saudara untuk memeriksa kembali pit yang dihasilkan oleh

I - 79

stafnya dengan mennggunakan metode floating cone. Data-data ekonomi yang digunakan untuk floating cone adalah sebagai berikut :

Biaya penambangan per total ton Biaya pengolahan per ton bijih Biaya Umum dan Administrasi per ton bijih Perolehan emas Harga emas per troy ounce Kemiringan lereng

$ 0.591 $ 1.80 $ 0.50 85.6 % $ 400 45

Saudara melakukan perhitungan menggunakan metode floating cone dengan parameter yang sama dan mendapatkan geometri pit yang lebih kecil. Gambar 1 menunjukkan pit klien anda dan gambar 2 menunjukkan hasil perhitungan anda. Dengan perbandingan sebagai berikut:

Perbandingan Hasil Floating Cone.

Pit klien Pit anda

Dengan Cutoff Grade 0.007 oz/ton Kton bijih Emas (oz/ton) Total Kton 3.160 0.0207 11.010 2.656 0.0219 7.686

Saudara sangat yakin bahwa hasil perhitungan saudara betul, tetapi perlu didemonstrasikan secara analitis pada kasus ini. Anda memutuskan untuk melakukan suatu analisis ekonomi pada material pada pit dan pada selisih perbedaannya.

1. Lakukan analisis ekonomi pada material pit dan increment dengan melengkapi tabel terlampir. Kadar selisih adalah 0.0144 oz/ton. Darimana kadar selisih tersebut berasal? 2. Apakah pit klien anda memiliki geometri yang layak pada harga emas $ 400? Jika ya mengapa? Dan jika tidak mengapa? Pit klien Kton bijih Kadar emas (oz/ton) Emas yang dikandung (koz) Perolehan pengolahan Emas yang diperoleh (koz) Kton total yang ditambang Harga emas ($ per troy oz) Pendapatan kotor ($x1000) Biaya penambangan per total

I - 80

Pit anda

Selisih

ton Biaya pengolahan per ton bijih Biaya umum & administrasi per ton bijih Biaya penambangan total ($x1000) Biaya pengolahan total ($x1000) Biaya umum & administrasi total ($x1000) Biaya total ($x1000) Keuntungan bersih ($x1000) Biaya total per oz yang diperoleh ($)

I - 81

Gambar 1. Pit Klien

I - 82

Gambar 2. Pit Anda

BAB VI

I - 83

PENJADWALAN PRODUKSI

6.1. PENDAHULUAN 1) Suatu penjadwalan produksi tambang menyatakan, dalam periode

waktu

pemindahan

(misalnya

material

tahun),

total

yang

ton

bijih,

akan

kadar

dan

dihasilkan

oleh

tambang tersebut. 2) Sasarannya mencapai

adalah

menghasilkan

beberapa

suatu

sasaran/kriteria

jadwal

ekonomik

untuk seperti

memaksimumkan Net Present Value (NPV) atau Rate Of Return (ROR). Kriteria lain di antaranya dapat menghasilkan suatu kuantitas material semurah mungkin, dll. 3) Fokus kita adalah perencanaan jangka panjang. Kita akan menghasilkan

suatu

jadwal

produksi

dan

kemudian

menentukan kebutuhan peralatan untuk mengoperasikan jadwal tersebut. Pada penjadwalan jangka pendek fokusnya mungkin berbeda; dengan kendala jumlah peralatan, kita menentukan jadwal yang terbaik. 4) Selama proses penjadwalan, evaluasi beberapa alternatif sering dilakukan. 5) Data masukan dasar adalah penyataan tonase dari tahaptahap penambangan yaitu tabulasi ton dan kadar per jenjang dari material yang akan ditambang untuk tiap tahap. 6.2. ASUMSI

AWAL

YANG

DIPERLUKAN

UNTUK

MENGEMBANG-KAN SUATU JADWAL 1) Tingkat produksi bijih untuk tiap periode waktu a. Dapat ditentukan dengan studi perbandingan tingkat produksi.

I - 84

b. Tingkat produksi dapat berubah dengan waktu. 2) Cut off grade untuk tiap periode waktu. Beberapa jadwal sering dibuat untuk mengevaluasi strategi cutt off grade yang berbeda. 3) Dua butir di atas akan mempengaruhi jadwal pengupasan tanah penutup. 6.3. PENGAMATAN TERHADAP TABULASI CADANGAN PER JENJANG UNTUK TIAP TAHAP 1) Jenjang atas biasanya terdiri dari tanah penutup yang harus dikupas 2) Jenjang dasar umumnya terdiri kebanyakan dari bijih. Bijih ini merupakan sumber yang akan menjaga kelangsungan pabrik pengolahan 3) Pada elevasi berapa akan terjadi peralihan dari tanah penutup ke bijih ? 4) Suatu kriteria dalam nisbah kupas. Pada jenjang ke berapa nisbah kupas akan lebih rendah dari nisbah kupas rata-rata ? 6.4.

KEBUTUHAN PENGUPASAN PRA PRODUKSI

1) Berapa banyak material/tanah penutup yang harus dikupas selama masa pra-produksi ? 2) Jumlah minimum adalah material/tanah penutup yang harus dipindahkan dari pushback/tahap pertama sehingga pushback ini akan menjadi sumber penambangan bijih untuk produksi tahun pertama. 3) Proses

penjadwalan

dapat

mengindikasikan

jumlah

material/tanah penutup yang disebut diatas, jadi mungkin perlu dilakukan pengupasan pada pushback kedua, dan seterusnya.

I - 85

4) Material bijih yang ditambang selama pra-produksi biasanya ditumpuk di dekat crusher dan menjadi bagian dari bijih untuk tahun pertama.

6.5. PENENTUAN

JADWAL

PENGUPASAN

MATERIAL

PENUTUP 1) Jadwalkan bijih dari tahap-tahap penambangan (pushback) sesuai urutannya. Untuk tiap periode waktu, kumulatif waste dibagi dengan jumlah tahun. Hasilnya memberikan tingkat produksi rata-rata yang diperlukan untuk memperoleh bijih. 2) Tabulasikan waste (atau material total) berdasarkan tahun. 3) Puncak

pemindahan

waste

berhubungan

dengan

pra-

pengupasan yang dibutuhkan pada setiap tahap. Kita ingin meratakan jadwal produksi waste dengan pemindahan tanah penutup

ini

jauh

dimuka,

misalnya

mulai

pengupasan

pushback sebelum bijih diperlukan. a.

Untuk tiap periode waktu, kumulatif waste dibagi

dengan produksi

jumlah waste

tahun.

Hasilnya

rata-rata

yang

memberikan

tingkat

diperlukan

untuk

memperoleh bijih. b.

Hitung nilai kumulatif waste maksimum dibagi

dengan jumlah tahun. Hasilnya adalah tingkat produksi waste per tahun untuk penjadwalan yang baik dan rata. c.

Penjadwalan pertama adalah untuk melampaui

puncak tertinggi kemudian mengatur kembali persoalan tersebut untuk puncak berikutnya. 6.6.

KESEIMBANGAN JADWAL

I - 86

1) Saat ini

kita telah mempunyai tingkat produksi bijih dan

pemindahan material total berdasarkan perioda waktu. 2) Langkah berikutnya adalah menambang dari tahap bijih utama dan dari tahap yang memerlukan pengupasan selama satu periode waktu untuk mencapai sasaran produksi a. Persoalannya adalah akan ada waste di dalam bijih dan sebagian bijih terdapat di dalam material waste. b. Harus diseimbangkan sehingga jumlah bijih dari semua sumber mencapai target pula. i.

trial and error (metode coba-coba)

ii.

simultaneous

equations

(menggunakan persamaan serentak) 3) Setelah bijih dan waste (atau material total) dari tiap tahap ditentukan untuk suatu periode waktu, kadar untuk tahun itu dapat ditentukan sebagai ton rata-rata berbobot untuk bijih yang ditambang. 6.7.

KOMENTAR LAIN-LAIN

1) Kebutuhan bijih tahun pertama harus dikurangi sehingga jumlah bijih yang dikumpulkan selama pra-produksi dan yang ditambang selama tahun pertama sama dengan sasaran pabrik tahun pertama. 2) Untuk pabrik yang besar, adalah biasa mengurangi sasaran produksi tahun pertama misalnya 75% dari kapasitas. 3) Adalah sangat sulit mencegah kesalahan numerik. Lakukan pengecekan sebanyak mungkin, antara lain : a. Bila

suatu

tahap/pushback

selesai,

pastikan

bahwa

material yang ditargetkan setiap tahun untuk tahap tersebut sama jumlahnya dengan jumlah material tahap tersebut untuk bijih dan waste

I - 87

b. Buat suatu tabel untuk tiap tahun yang memperlihatkan material berdasarkan pushback 4) Selama

proses

penjadwalan

mungkin

terdapat

batasan

penambangan lain yang tidak diperhitungkan a. Total ton yang dapat ditambang dari suatu tahap selama satu tahun. b. Total jumlah jenjang yang dapat ditambang dari satu tahap selama satu tahun.

6.8.

PETA TAMBANG

1) Setelah proses penjadwalan dilakukan, maka akan sangat mudah

membuat

gambar

konseptual

tentang

keadaan

tambang pada akhir setiap tahun. 2) Kita akan mengetahui jenjang mana yang ditambang dari tiap tahap selama satu tahun dan kita mempunyai rancangan untuk tiap tahap. 3) Adalah penting membuat peta agar kita dapat mengetahui apakah jadwal yang telah dibuat dapat dilaksanakan. a. Check akses ke daerah yang diperlukan. b. Pastikan bahwa suatu jumlah material yang sangat banyak tidak harus keluar dari satu jalan angkut. 6.9.

STRATEGI KADAR BATAS (CUT OFF GRADE STRATEGY)

1) Dapat

ditunjukkan

bahwa

untuk

suatu

tambang

yang

mempunyai batas keuntungan yang cukup memadai, jadwal yang terbaik (di dalam pengertian pemaksimuman NPV atau ROI) akan dimulai pada cut off yang lebih tinggi dari break even selama tahun-tahun awal dan menurun ke internal cut off grade pada saat menuju ke akhir umur tambang.

I - 88

2) Kan Lane menjelaskan mengapa hal ini terjadi pada teori ekonomik dari cut off grades. 3) Tambang dengan umur yang pendek dan keuntungan yang margin akan mulai pada strategi internal cut off grade pada wal dan tetap pada kadar batas ini untuk keseluruhan umum tambang. 4) Dengan

sebuah

program

yang

secara

cepat

dapat

mengevaluasi jadwal, strategi cutoff yang terbaik dapat ditentukan dengan cara trial and error. 5) Rule

of

Thumb

yang

lain

adalah

mencoba

mencapai

penghasilan sekitar dua kali biaya operasi untuk 4 atau 5 tahun pertama dari umur tambang. Hal ini akan memberikan pengembalian modal yang cepat (quick pay off capital). Kelemahan metoda manual, jika ada parameter rancangan yang berubah, maka prosesnya harus diulang kembali. Kelemahan lain adalah tiap pit dapat dirancang per penampang, tetapi jika telah digabung dan dihaluskan, hasilnya tidak menggambarkan pit secara keseluruhan dengan baik. Penggunaan metoda komputer dapat menangani jumlah data dan alternatif yang lebih banyak dibandingkan dengan metoda manual. Komputer merupakan alat yang baik untuk memisahkan, memproses dan menunjukkan data dari proyek penambangan. Penggunaan metoda komputer dapat dibagi atas dua kelompok : a. Computer assisted methods Perhitungan dilakukan komputer di bawah pengawasan langsung desainer. rancangan

Komputer tetapi

tidak hanya

mengerjakan melakukan

rancangan

seluruh

perhitungan

dengan

pengawasan desainer terhadap prosesnya. Contohnya akan

I - 89

diberikan pada metoda Lerch-Grossman pada 2 dimensi dan metoda incremental pit expansion pada 3 dimensi. b. Automated methods Metoda ini sangat baik dalam merancang ultimate pit untuk memberikan pembatasan-pembatasan fisik dan ekonomi tanpa campur tangan insinyur. Satu kategori dari automated mehods adalah melibatkan teknik mengoptimalkan secara matematis dengan menggunakan program linear, program dinamik, atau aliran kerja. Kategori kedua menggunakan metoda seperti floating cone methods, tetapi belum tentu merupakan metoda yang paling optimal. Semakin murahnya biaya memproses dengan

komputer

maka

lebih

baik

digunakan

automated

methods untuk masa mendatang. Karakter lain yang membedakan tipe metode komputer adalah penggunaan salah satu dari blok secara keseluruhan dari penambangan. Dalam metode blok keseluruhan, setiap blok ditambang sebagai satu unit atau ditinggalkan secara utuh, sedangkan dalam metoda blok pembagian satu bagian dari blok dapat ditambang. Setiap tipe memiliki keuntungan sendiri. Berikut ini adalah contoh penjadwalan produksi dari suatu penambangan bijih yang dapat memberikan nilai NPV optimum. Contoh Soal : Berdasarkan hasil interpretasi geologi dan perencanaan tambang diperoleh gambaran blok penambangan bijih sebagai berikut. W O

W O

W O

W O

W O

W O

W O

W O

W O

W O

keterangan :W = waste O = ore Berdasarkan hasil kajian kelayakan awal diperoleh data bahwa : ● net value tiap ‘ore’ blok adalah US$ 2.0

I - 90

●

biaya untuk menambang ‘waste’ tiap blok adalah

US$ 1.0 ●

laju produksi per tahun adalah 5 blok

●

interest rate diasumsikan 10 % (present value

factor : 1/ (1+1)0) Berdasarkan hasil perencanaan diperoleh 3 (tiga) skenario penjadwalan produksi sebagai berikut. 1) Pengupasan 5 blok waste diikuti oleh penambangan 5 blok ore 2) Pre-stripping selama 1 tahun kemudian dilanjutkan oleh penambangan 3 blok ore/tahun dan pengupasan 2 blok waste/tahun. 3) Pengupasan waste diupayakan lebih dulu 1 blok dibandingkan penambangan ore. Tugas kita adalah menentukan skenario penjadwalan produksi yang

mana

diantara

3

(tiga)

skenario

diatas

yang

akan

diterapkan dengan langkah-langkah sebagai berikut. a. Menggambarkan kemajuan penambangan blok tiap skenario tiap tahun. b. Menghitung besarnya Net Present Value untuk tiap skenario. c. Berdasarkan

nilai

Net

Present

Value

penambangan yang akan diterapkan.

I - 91

tentukan

skenario

Gambar 6.1. Tahapan Penambangan – Skenario 1 (Hustrulid & Kutcha,1995)

NPV =

-$5

-$5

(1.10)1

$10 + (1.10)3

+ (1.10)2

$10 + (1.10)4

= -$4.55 - $4.13 + $7.51 + $6.83 = $5.66

Gambar 6.2. Tahapan Penambangan – Skenario 2 (Hustrulid & Kutcha,1995)

NPV =

-$5 (1.10)1

+

$4 (1.10)2

+

$4

+

(1.10)3

$7 (1.10)4

= -$4.54 + $3.31 + $3.01 + $4.78 = $6.56

I - 92

Gambar 6.3. Tahapan Penambangan – Skenario 3 (Hustrulid & Kutcha,1995)

NPV =

$1 (1.10)1

+

$2.50 (1.10)2

+

$2.50

+

(1.10)3

$4 (1.10)4

= $0.91 + $2.07 + $1.88 + $2.73 = $7.59

I - 93

Dengan melihat nilai NPV untuk setiap skenario, maka skenario penambangan bijih yang akan diterapkan adalah skenario ke-3 dengan nilai NPV yang paling besar.

PEKERJAAN RUMAH 7 Topik: Penjadwalan Produksi Tabel di bawah ini menunjukkan banyaknya bijih dan waste pada jenjang untuk 3 fase suatu tambang terbuka. Gambar terlampir menunjukkan geometri bijih dan waste. Buat jadwal produksi untuk badan bijih tersebut. Tandai gambar tersebut untuk menunjukkan jenjang yang mana yang ditambang dari setiap fase pada periode fase tersebut. Gunakan kriteria berikut ini: 1. Tingkat produksi bijih yang diinginkan adalah 7 unit per tahun untuk jangka waktu proyek 10 tahun . 2. Pada tahap pra produksi tidak melakukan penambangan bijih tetapi harus dapat menambang bijih mulai pada tahun 1. 3. Seluruh fase harus ditambang berdasarkan urutan jenjang. Anda tidak dapat menambang bijih pada fase 2 dari jenjang 7 sebelum waste pada jenjang 1-6 ditambang. 4. Buat jadwal pemindahan waste sebaik mungkin (setelah target pemindahan waste dari tahap pra produksi tercapai).

I - 94

Data Tonase Fase Penambangan Fase 1 Fase 2

Fase 3

Total

Jenjan g

Biji h

Wast e

Bijih

Wast e

Bijih

Waste

Bijih

Waste

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 Total

0 0 7 7 7 7

13 12 4 3 2 1

0 0 0 0 0 0 7 7 7

3 3 3 3 3 3 3 2 1

28

35

21

24

0 0 0 0 0 0 0 0 0 7 7 7 21

3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 2 1 33

0 0 7 7 7 7 7 7 7 7 7 7 70

19 18 10 9 8 7 6 5 4 3 2 1 92

Jadwal Produksi Penambangan menunjukkan Distribusi Material Per Fase Per Tahun Fase 1 Fase 2 Fase 3 Total Tahun

PP 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Total

Biji h

Waste

Bijih

Waste

Bijih

Wast e

Biji h

Wast e

28

35

21

24

21

33

70

92

I - 95

I - 96

BAB VII PERANCANGAN PIT DAN PUSHBACK

7.1. PENDAHULUAN 1) Pembahasan akan ditekankan pada perancangan geometri yang dapat ditambang dengan masukan geometri pit yang dihasilkan oleh program floating cone.

I - 97

2) Dinding-dinding diperhalus,

lereng

dan

dari

jalan

tambang

masuk

(pit

ke

walls)

tambang

harus harus

diperhitungkan dalam perencanaan. 3) Dalam bab ini kita akan membahas pula sudut lereng dan jalan angkut. 4) Perancangan pentahapan tambang (mining phases/pushback) akan dibahas pula. 7.2.

SUDUT LERENG

1) Geometri Jenjang T

Geometri jenjang terdiri dari tinggi jenjang, sudut

lereng jenjang tunggal, dan lebar dari jenjang penangkap (catch bench). Rancangan geoteknik jenjang biasanya dinyatakan dalam bentuk parameter-parameter untuk ketiga aspek ini. T

Tinggi

jenjang

:

Biasanya

alat

muat

yang

digunakan harus mampu pula mencapai pucuk atau bagian atas jenjang. Jika tingkat produksi atau faktor lain mengharuskan ketinggian jenjang tertentu, alat muat yang akan digunakan harus disesuaikan pula ukurannya. c. Sudut lereng jenjang : penggalian oleh alat gali mekanis seperti loader atau shovel di permukaan jenjang pada umumnya akan menghasilkan sudut lereng antara 60–65 derajat.

Sudut

lereng

yang

lebih

curam

biasanya

memerlukan peledakan pre-splitting. d. Lebar

jenjang

penangkap

:

ditentukan

oleh

pertimbangan keamanan. Tujuannya adalah menangkap batu-batuan yang jatuh. Perlu bulldozer kecil atau grader untuk membersihkan catch bench ini secara berkala. T

Di beberapa tambang terkadang digunakan konfigurasi

multi-jenjang (double/triple bench), pada umumnya untuk jenjang

I - 98

yang tingginya 5-8 meter. Dalam hal ini jenjang perangkap dibuat setiap

dua

atau

tiga

jenjang.

Tujuannya

adalah

untuk

menerjalkan sudut lereng keseluruhan. Jenjang penangkap ini biasanya dibuat lebih lebar dibandingkan untuk jenjang tunggal. T

Dalam operasi di pit, pengontrolan sudut lereng biasa

dilakukan dengan menandai lokasi pucuk jenjang (crest) yang diinginkan

menggunakan

bendera

kecil.

Operator

shovel

diperintahkan untuk menggali sampai mangkuknya mencapai lokasi bendera tersebut. Lokasi lubang-lubang tembak dapat pula menjadi pedoman. 2) Sudut lereng inter-ramp vs. overall a. Sudut lereng antar-jalan (inter-ramp slope angle) adalah sudut lereng gabungan beberapa jenjang diantara dua jalan

angkut.

Inilah

yang

dihasilkan

oleh

ahli-ahli

geoteknik sewaktu mereka menetapkan sudut lereng jenjang tunggal (face angle) dan lebar jenjang penangkap (catch bench) b. Sudut lereng keseluruhan (overall slope angle) adalah sudut

yang sebenarnya dari dinding pit keseluruhan,

dengan

memperhitungkan

jalan

angkut,

jenjang

penangkap dan semua profil lain di pit wall. c. Penggambaran dengan metoda garis tengah (centerline drawings) i.

Ada beberapa cara menggambarkan lokasi jenjang dalam peta tambang. Satu alternatif adalah dengan menggambar garis ketinggian kaki (toe) dan puncak jenjang (crest) menggunakan dua jenis garis, misalnya tipis/tebal, putus-putus/penuh atau dua warna yang berbeda. Gambar peta yang dihasilkan cenderung lebih rumit.

ii. Alternatif yang lebih sederhana adalah menggunakan ketinggian titik tengah jenjang (bench centerlines)

I - 99

untuk mewakili suatu jenjang. Dengan demikian hanya diperlukan satu garis saja untuk menggambarkan suatu jenjang di peta. Letak kontur ini tepat di tengahtengah antara lokasi toe dan crest. iii. Di luar pit, garis-garis kontur ditandai dengan elevasi sebenarnya. Di dalam pit, jenjang digambarkan pada lokasi titik tengahnya (mid bench) tetapi ditandai dengan

elevasi

kaki

jenjang

(bench

toe).

Pada

kenyataannya, label ini mengacu kepada dataran (misalnya

elevasi

catch

bench)

diantara

dua

centerlines. iv. Garis kontur titik tengah (bench centerlines) ini memotong jalan angkut di tengah-tengah antara dua jenjang (separo jalan antar jenjang). 7.3. JALAN ANGKUT 1) Letak jalan keluar tambang a. Untuk suatu tambang yang baru, penting diperhitungkan dimana letak jalan-jalan keluar dari tambang. Biasanya kita ingin akses yang baik ke lokasi pembuangan tanah penutup (waste dump) dan peremuk bijih (crusher). b. Topografi merupakan faktor yang penting. Akan sulit sekali bagi truk untuk keluar dari pit ke medan yang curam. 2) Lebar jalan a. Tergantung

pada

lebar

alat

angkut,

biasanya 4 kali lebar truk. b. Lebar jalan seperti di atas memungkinkan lau lintas dua arah, ruangan untuk truk yang akan menyusul, juga cukup untuk

selokan penyaliran dan

tanggul pengaman. Untuk truk tambang yang paling besar saat ini (240 ton) lebar jalan biasanya 30–35 m.

I - 100

3) Kemiringan jalan a. Jalan angkut di jalan tambang biasanya dirancang pada kemiringan 8% atau 10% b. Untuk tambang-tambang yang besar, kemiringan jalan 8% paling umum. Ini akan memberikan fleksibilitas yang lebih besar dalam pembuatannya, serta memudahkan dalam pengaturan masuk ke jenjang tanpa menjadi terlalu terjal di beberapa tempat. c. Untuk jalan-jalan angkut yang panjang, kemiringan 10% adalah

kemiringan

maksimum

yang

masih

praktis.

Tambang-tambang kecil banyak yang dirancang dengan kemiringan jalan 10%. 4) Rancangan spiral vs. switchback a. Pada

umumnya

switchback

ingin

dihindari

sebisa

mungkin, karena cenderung melambatkan laulintas. Juga ban akan lebih cepat aus dan perawatan ban akan lebih besar lagi. Faktor lain adalah keamanan. b. Tetapi jika ada sisi tambang yang jauh lebih rendah dari dinding lainnya di sekeliling pit, switchback di sisi ini sering lebih murah daripada membuat jalan angkut spiral mengelilingi dinding pit. c. Jika switchback harus dipakai, buatlah cukup panjang sehingga

dibagian

sebelah

dalam

dari

tikungan

kemiringannya tidak terlalu terjal. 5)

Pertimbangan Keamanan a. Di lokasi jalan tambang dapat dibuat belokan tanjangan darurat (runaway ramps) untuk menghentikan truk yang tak

terkontrol,

bila

geometri

pit

memungkinkan.

Melakukan pengupasan ekstra yang besar hanya untuk membuat fasilitas ini tidak umum dilakukan.

I - 101

b. Tanggul pemisah di tengahjalan dapat dibuat beberapa tempat untuk tujuan ini. Straddle berm semacam ini murah biayanya. 6) Dampak penggalian untuk membuat jalan a. Baik di batuan bijih atau waste, material yang diatasnya menjadi jalan tambang (atau yang harus digali untuk membuat jalan), volumenya luar biasa besarnya. Dampak ekonomik dari pembuatan jalan tambang cukup berarti. b. Sering

ada

kecenderungan

untuk

membuat

studi

kelayakan awal dengan tahap-tahap penambangan tanpa memperhitungkan jumlah material untuk membuat jalan angkut. Kesalahan yang diperoleh biasanya cukup besar. Dampak

jalan

angkut

pada

tahap-tahap

awal

penambangan (yaitu tahap-tahap yang menghasilkan uang untuk mengembalikan modal) biasanya jauh lebih besar

daripada

dampaknya

pada

rancangan

akhir

penambangan. 7.4. TAHAPAN TAMBANG (MINING PHASES/PUSHBACK) 1) Definisi, Filosofi, Metodologi T

Pushback

(minable

adalah

geometries)

bentuk-bentuk

yang

penambangan

menunjukkan

bagaimana

suatu pit akan ditambang, dari titik masuk awal hingga ke bentuk akhir pit. Nama-nama lain adalah phases, slices, stages. T

Tujuan utama dari pentahapan ini adalah untuk

membagi seluruh volume yang ada dalam pit ke dalam unit-unit perencanaan yang lebih kecil sehingga lebih mudah ditangani. c. Dengan demikian, problem perancangan tambang 3Dimensi yang amat kompleks ini dapat disederhanakan.

I - 102

Selain itu, elemen waktu dapat mulai diperhitungkan dalam rancangan ini karena urutan penambangan tiaptiap pushback merupakan pertimbangan penting. d. Pushback

ini

biasanya

dirancang

mengikuti

urutan

penambangan dengan algoritma floating cone untuk berbagai skenario harga komoditas. Bentuk pushback ini tidak akan sama persis sama dengan geometri yang dihasilkan floating cone karena kendala operasi seperti lebar pushback minimum dll. e. Tahapan-tahapan penambangan yang dirancang secara baik akan memberikan akses ke semua daerah kerja, dan menyediakan ruang kerja yang cukup untuk operasi peralatan yang efisien. 2) Kriteria perancangan a. Harus cukup lebar agar peralatan tambang dapat bekerja dengan baik. Untuk truk dan shovel besar yang ada sekarang, lebar pushback minimum adalah 10–100 meter. Untuk loader dan truk berukuran sedang 60 meter sudah cukup lebar. Jumlah shovel yang diperkirakan akan bekerja bersama-sama

pada

sebuah

pushback

juga

mempengaruhi lebar minimum ini. b. Tak kurang pentingnya untuk memperlihatkan paling tidak satu

jalan

angkut

untuk

setiap

pushback,

untuk

memperhitungkan jumlah material yang terlibat dan memungkinkan akses keluar. Jalan angkut ini harus menunjukkan pula akses ke seluruh pemuka kerja. c. Perlu diperhatikan bahwa penambahan jalan pada suatu pushback akan mengurangi lebar daerah kerja (sebanyak lebar jalan) di bawah lokasi jalan tersebut. Jika beberapa jalan

atau

switchback

akan

dimasukkan

ke

suatu

pushback, lebar awal di sebelah atas harus ditambah untuk memberi ruangan ekstra.

I - 103

d. Perlu diperhatikan pula bahwa tambang kita tidak akan pernah sama bentuknya dengan rancangan tahap-tahap penambangan

(phase

design).

Ini

karena

dalam

kenyatannya, beberapa pushback akan aktif pada waktu yang sama (dikerjakan secara bersamaan). 3) Penampilan Rancangan a. Peta penampang horisontal tampak atas (plan/level map) memperlihatkan bentuk pit pada akhir tiap tahap. Bila mungkin tandai setiap perubahan. b. Peta penampang horisontal yang menunjukkan batas seluruh pushback pada satu atau dua elevasi jenjang. c. Peta penampang vertikal tampak samping (cross-section) yang menunjukkan geometri seluruh pushback sering berguna pula. Suatu tabel yang memberikan jumlah ton bijih, kadarnya, jumlah material total dan nisbah pengupasan untuk setiap pushback (Tabel 7.1). Tabulasi jumlah dan kadar material per jenjang untuk tiap pushback diperlukan untuk penjadwalan produksi (Tabel 7.2).

I - 104

Tabel 7.1. Tabulasi Material Setiap Tahapan Untuk Tiap Tahunnya TABULATION OF ORE TONS PER PHASE PER YEAR

I - 105

Year 0

Phase 1 4808.

Phase 2 0.

Phase 3 0.

Phase 4 0.

Phase 5 0.

Phase 6 0.

1

6225.

5167.

0.

0.

0.

0.

2

17483.

4073.

0.

45.

0.

0.

3

9175.

12418.

0.

6.

0.

0.

4

0.

2730.

17704.

654.

513.

0.

5

0.

0.

6019.

9816.

5765.

0.

6

0.

0.

0.

0.

21370.

230.

7

0.

0.

0.

0.

18100.

3501.

8

0.

0.

0.

0.

7042.

14558.

9

0.

0.

0.

0.

0.

21600.

10

0.

0.

0.

0.

0.

21600.

11

0.

0.

0.

0.

0.

7583.

TOTAL

37691.

24388.

23723.

10521.

52790.

69071.

Phase

TABULATION OF WASTE TONS PER PHASE PER YEAR Year 0

Phase 1 13069.

Phase 2 0.

Phase 3 0.

Phase 4 0.

Phase 5 0.

Phase 6 0.

1

8350.

16870.

0.

0.

0.

0.

2

6770.

11660.

0.

6790.

0.

0.

3

761.

9350.

0.

15109.

0.

0.

4

0.

7.

1526.

16275.

7412.

0.

5

0.

0.

33.

4107.

21084.

0.

6

0.

0.

0.

0.

10488.

14405.

7

0.

0.

0.

0.

1745.

23148.

8

0.

0.

0.

0.

1270.

23622.

9

0.

0.

0.

0.

0.

17196.

10

0.

0.

0.

0.

0.

3018.

11

0.

0.

0.

0.

0.

17.

TOTAL

28950.

37887.

1559.

42281.

41999.

81406.

I - 106

Phase

TABULATION OF TOTAL TONS PER PHASE PER YEAR Year 0

Phase 1 17877.

Phase 2 0.

Phase 3 0.

Phase 4 0.

Phase 5 0.

Phase 6 0.

1

14575.

22038.

0.

0.

0.

0.

2

24253.

15732.

0.

6835.

0.

0.

3

9936.

21768.

0.

15115.

0.

0.

4

0.

2737.

19230.

16929.

7925.

0.

5

0.

0.

6052.

13923.

26849.

0.

6

0.

0.

0.

0.

31858.

14635.

7

0.

0.

0.

0.

19844.

26649.

8

0.

0.

0.

0.

8312.

38179.

9

0.

0.

0.

0.

0.

38796.

10

0.

0.

0.

0.

0.

24618.

11

0.

0.

0.

0.

0.

7599.

TOTAL

66641.

62275.

25282.

52802.

94789.

150477.

Phase

Tabel 7.2. Tabulasi Jumlah dan Kadar Material Per jenjang Untuk Tiap Tahapan Ore Ktonnes

Cu Eq

Total Coppe r

1335

0

0,000

0,000

0,000

1,051

1,061

1.0000

1320

1,811

0,687

0,242

0,242

4,090

5,901

1.0000

1305

2,997

0,683

0,209

0,209

7,918

10.915

1.0000

1290

4,714

0,725

0,213

0,213

7,268

11.982

1.0000

Total

9,522

0,705

0,217

0,217

20.337

29.859

1

1275

1,324

0,801

0,214

0,214

948

2,272

0.2166

2

1350

0

0,000

0,000

0,000

331

331

1.0000

1335

581

0,710

0,234

0,234

1,206

1,787

1.0000

1320

1,161

0,622

0,167

0,167

2,215

3,376

1.0000

1305

1,212

0,709

0,202

0,202

3,508

4,720

1.0000

1290

1,239

0,797

0,219

0,219

5,448

6,687

1.0000

1275

1,161

0,901

0,250

0,250

4,958

6,119

0.8275

Total

6,678

0,762

0,213

0,213

18.614

25.292

Year Phase 1 PP

Bench Ktonnes

I - 107

Gold g/t

Waste Ktonnes

Total Ktonnes

Bench Fraction

Example of Bench Average Mining Ratio Year 1:

Ore Target

Year Phase

Bench

6,678

Waste Target :

18,614

1

1

1275

Ore Ktonnes 6114

Waste Ktonnes 4377

Bench Fraction x

Cumulative Ore 6114

1

2

1350 1335

0 581

331 1206

1 1

0 581

331 1537

1320

1161

2215

1

1742

3752

1305

1212

3508

1

2954

7260

1290

1239

54446

1

4193

12708

1275

1403

59993

y

5596

18701

I - 108

Cumulative Waste 4377

Ore : 4193 + 6114x + 1403y = 6678 Waste : 12708 + 4377x + 5993y = 18614 x = 0.2166, y = 0.6273

Berikut ini adalah beberapa contoh pushback untuk suatu tambang

I - 109

Gambar 7.1. Mining Phase 1 (American Gold Resources, 1996)

I - 110

Gambar 7.2. Mining Phase 2 (American Gold Resources, 1996)

I - 111

Gambar 7.3. Mining Phase 3 (American Gold Resources, 1996)

I - 112

Gambar 7.4. Mining Phase 4 (American Gold Resources, 1996)

I - 113

Gambar 7.5. Final Pit (American Gold Resources, 1996)

I - 114

PEKERJAAN RUMAH 8 Topik : Ramp Design

Buatlah desain jalan (ramp design) dari suatu pit seperti terlihat pada gambar dibawah ini. Jelaskanlah tahap-tahap pembuatan jalan tersebut (lihatlah buku “Open Pit Mine Planing and Design”, Hustrulid & Kutcha, 1995) Keadaan awal :

I - 115

BAB VIII WASTE DUMP DAN STOCKPILE

8.1. PENDAHULUAN 1) Suatu waste dump adalah suatu daerah dimana suatu operasi tambang terbuka dapat membuang material kadar rendah dan/atau material bukan bijih yang harus digali dari pit untuk memperoleh bijih/material kadar tinggi. 2) Stockpile digunakan untuk menyimpan material yang akan digunakan pada saat yang akan datang. a.

Bijih kadar rendah yang dapat diproses

pada saat yang akan datang. b.

Tanah penutup atau tanah pucuk yang

dapat digunakan untuk reklamasi. 3) Rancangan waste dump sangat penting untuk perhitungan keekonomian. Lokasi dan bentuk dari waste dump dan stockpile akan berpengaruh terhadap jumlah gilir truk yang diperlukan, demikian pula biaya operasi dan jumlah truk dalam satu armada yang diperlukan. 4) Daerah yang diperlukan untuk waste dump pada umumnya luasnya 2-3 kali dari daerah penambangan (pit). a. berkembang b.

Material yang telah dibongkar (loose material) 30-45 % dibandingkan dengan material in situ. Sudut

kemiringan

untuk

suatu

dump

umumnya

tidak

dapat

umumnya lebih landai dari pit. c.

Material

pada

ditumpuk setinggi kedalaman dari pit. 5) Berdasarkan alasan politik, banyak perusahaan menjauhi nama waste dumps. Istilah yang disukai adalah waste rock storage area, rock piles, dan lain-lain.

I - 116

8.2. JENIS DUMP 1) Valley Fill/Crest Dumps a.

Dapat diterapkan di daerah ayng mempunyai topografi

curam. Dumps dibangun pada lereng. b.

Elevasi puncak (dump crest) ditetapkan

pada awal pembuatan dump. Truk membawa muatannya ke elevasi ini dan membuang muatannya ke lembah di bawahnya. Elevasi crest ini dipertahankan sepanjang umur tambang. c.

Dump dibangun pada angle of repose.

d.

Membangun suatu dump ke arah atas

(dalam beberapa lift) pada daerah yang topografinya curam biayanya mahal. Dumping akan mulai pada kaki (toe) dari dump final yang berarti pengangkutan truk yang panjang pada awal proyek. e.

Diperlukan usaha yang cukup besar untuk

pemadatan yang memenuhi persyaratan reklamasi. 2) Terraced Dump/Dump yang dibangun ke atas (dalam lift) a.

Dapat diterapkan jika topografi tidak begitu

curam pada lokasi dump. b.

Dump dibangun dari bawah ke atas. Dalam

lift biasanya 20-40 m tingginya. c.

Ada untung ruginya dari segi ekonomi

antara jarak horizontal untuk perluasan lift terhadap kapan memulai suatu lift baru. d.

Lift-lift berikutnya terletak lebih ke belakang

sehingga sudut lereng keseluruhan (overall slope angle) mendekati yang dibutuhkan untuk reklamasi. 8.3. PEMILIHAN LOKASI 1) Tergantung pada beberapa faktor:

I - 117

a.

Lokasi dan ukuran pit sebagai fungsi waktu.

b.

Topografi.

c.

Volume waste rock sebagai fungsi waktu

dan sumber. d.

Batas KP/CoW.

e.

Jalur penirisan yang ada.

f.

Persyaratan reklamasi.

g.

Kondisi pondasi.

h.

Peralatan penanganan material.

2) Selama rancangan detail dapat dipertimbangkan beberapa lokasi yang berbeda untuk perbandingan faktor ekonomik.

8.4. PARAMETER RANCANGAN 1) Angle of Repose a.

Batuan kering run of mine umumnya mempunyai angle

of repose antara 34–37 derajat. b.

Sudut ini dipengaruhi oleh tinggi dump,

ketidakteraturan bongkah batuan, kecepatan dumping. c.

Dapat dibuat pengukuran pada suatu lereng

(bongkah-bongkah

alami/talus)

yang

ada

di

daerah

tersebut. 2) Faktor Pengembangan (Swell Factor) a.

Pada batuan keras, faktor pengembangan

pada umumnya antara 30 dan 45%. Satu meter kubik in situ akan mengembang menjadi 1,3–1,45 meter kubik material lepas (loose). b.

Pengukuran bobot isi loose dapat dilakukan.

c.

Dengan waktu, material dapat dikompakkan

dari 5–15%. Material yang dibuang dengan truk akan menjadi lebih kompak daripada material yang dibuang oleh ban berjalan (belt conveyor stackes).

I - 118

3) Tinggi Lift/Jarak “Setback” a.

Hanya berlaku untuk dump yang dibangun

ke atas (dengan lift). b.

Tinggi lift umumnya adalah 15-40 meter.

c.

Rancangan jarak setback sedemikian rupa

sehingga

sudut

kemiringan

keseluruhan

rata-rata

(average overall slope angle) adalah 2H:1V (27 derajat) sampai

2.5H:1V

(22

derajat)

untuk

memudahkan

reklamasi. 4) Jarak Dari Pit Limit a.

Jarak minimum adalah ruangan yang cukup

untuk suatu jalan antara pit limit dan kaki dump (dump toe). Kestabilan pit akibat dump harus diperhitungkan. b.

Jarak yang sama atau lebih besar dari

kedalaman pit akan mengurangi resiko yang berhubungan dengan kestabilan lereng pit. 5) Makalah

Bonhet/Kunze

(Surface

Mining

Bab

5.6)

merekomendasikan sedikit tanjakan ke arah dump crest dengan alasan penirisan dan keamanan. a.

Limpasan air hujan menjauhi crest.

b.

Truk harus menggunakan tenaga mesin

untuk menuju ke crest dan bukan meluncur bebas. Juga akan mengurangi resiko alat/ kendaraan yang diparkir meluncur jatuh dari puncak waste dump (crest).

8.5. PERHITUNGAN VOLUME 1) Penampang Horizontal a.

Ukur luas daerah pada kaki (toe) dan puncak

(crest) dari setiap lift. Rata-ratanya adalah luas lift. b.

Tinggi lift memberikan dimensi ke tiga dan

volume untuk lift.

I - 119

c.

Jumlahkan volume untuk tiap lift untuk

memperoleh volume total dump. 2) Penampang Vertikal a.

Buat beberapa penampang melintang dengan jarak

yang sama melalui dump. b.

Ukur luas pada tiap penampang.

c.

Luas ini dianggap sama sehingga separuh

jalan ke penampang berikutnya pada kedua sisi untuk memperoleh dimensi ke tiga dan volume untuk setiap penampang. d.

Jumlahkan

volume

tiap-tiap

penampang

untuk memperoleh volume total dump. 3) Rancangan Dump adalah dengan cara coba-coba (Trial and Error) a. Gambar rancangan dump secara coba-coba dan hitung volumenya. Bandingkan dengan volume dump yang diperlukan. b.

Sesuaikan rancangan dan ukur kembali

sampai volume yang diinginkan dicapai. Umumnya 2–3 kali dicoba sudah cukup. Perbedaan antara ukuran yang diperlukan dan rancangan sampai 5% umumnya dapat diterima. 8.6. REKLAMASI 1) Untuk memenuhi syarat lingkungan pada umumnya dump akan dirancang dengan kemiringan 2H:1V atau 2.5H:1V. a.

Stabilitas jangka panjang.

b.

Memudahkan

penanaman

kembali

(revegetasi). 2) Mungkin harus ditimbun dengan topsoil atau overburden.

I - 120

3) Mungkin

harus

memelihara

saluran

air

dan

kolam

pengendapan sedimen. 4) Harus memantau air dari dump (masalah air asam tambang, dll).

8.7. KOMENTAR LAIN 1) Biasanya satu track dozer ditugasi pada waste dump yang aktif. a.

Menjaga dump tetap bersih dan memelihara

kemiringan. b.

Sering truk menimbun dekat dengan crest

dan dozer mendorong material melalui crest. c.

Membebaskan truk dan peralatan lain yang

terperangkap. 2) Dump

yang

besar

memerlukan

perhitungan

rekayasa

geoteknik yang cukup. a.

Penentuan kestabilan pondasi.

b.

Kecepatan maksimum dari kemajuan dump.

c.

Pengaruh

air.

Bagaimana

membuang

material ke jalur penirisan. d.

Masalah gempa bumi pada daerah seismik

yang aktif. 3) Jika rencana tambang mengijinkan, penimbunan kembali ke daerah

yang

sudah

habis

ditambang

banyak

memberi

keuntungan (dilakukan misalnya di Gn. Muro). a.

Umumnya pengangkutan jarak pendek.

b.

Mengurangi dampak visual dari aktivitas

tambang. 4) Menjadwalkan

penempatan

material

penjadwalan produksi umum dilakukan.

I - 121

pada

dump

sesuai

BAB IX EVALUASI FINANSIAL

9.1. PENDAHULUAN 1) Tujuan dari suatu usaha bisnis dalam ekonomi pasar bebas adalah memberikan pengembalian finansial (financial return) kepada para pemilk usaha, konsisten dengan tujuan dari perusahaan. Perusahaan itu sendiri bisa berupa perusahaan publik atau milik individu. 2) Tujuan evaluasi finansial adalah untuk menentukan apakah pengembalian finansial yang cukup dapat diperoleh dari suatu proyek. Salah satu hal yang mungkin dapat diperoleh dari suatu proyek. Salah satu hal yang mungkin ingin

I - 122

dievaluasi adalah bagaimana sebaiknya mengalokasikan dana perusahaan di beberapa proyek yang saling bersaing untuk mendapatkan dana. 3) Aspek-aspek evaluasi finansial spesifik untuk pertambangan : a. Intensitas kapital b. Masa pra-produksi yang panjang c. Resiko besar 4) Sumberdaya tak terbarukan–penghasilan diperoleh dengan mengambil/ menjual aset (cadangan). 9.2. NILAI WAKTU DARI UANG 1) Dalam ekonomi pasar bebas, nilai waktu dari uang terletak di jantung dari semua transaksi financial. 2) Bunga (interest) adalah sewa yang dibayar untuk pemakaian uang. a. FV = PV (1+i)n b. PV = FV / (1+i)

PV = Present Value n

FV = Future Value

9.3. MENENTUKAN TINGKAT BUNGA (DISCOUNT RATE) 1) Walaupun telah ada kesepakatan tentang perlunya konsep nilai waktu dari uang, pemilihan atau penentuan tingkat bunga yang pantas sering menjadi bahan diskusi dan perdebatan. 2) Komponen utama dari Discount Rate a. Base Opportunity Cost b. Transaction Cost c. Increment resiko – berbagai tingkat i. Penggantian peralatan di tambang yang sedang beroperasi ii. Program ekspansi di tambang yang sedang beroperasi

I - 123

iii.

Pengembangan

tambang

baru,

komoditas sama, di negara yang sama iv.

Pengembangan

tambang

baru,

komoditas lain dan/atau di negara lain. d. Increment Inflasi Jika digunakan evaluasi constant dollar, komponen inflasi harus dikeluarkan dari discount rate. 9.4. PERHITUNGAN INFLASI 1) Tiga

cara

mendasar

untuk

memasukkan

inflasi

dalam

statement aliran kas : a. Constant dollar, tanpa perubahan untuk inflasi : i.

Semua ongkos/biaya dan penghasilan

dihitung untuk waktu itu ii. Ongkos dan penghasilan dianggap akan terinflasi pada tingkat yang sama iii.

Ongkos kapital dan pajak biasanya

terlalu kecil dari seharusnya b. Semua variabel diinflasikan ke awal proyek, setelah itu tetap konstan. i. Digunakan keuangan

karena

oleh

beberapa

memperhitungkan

institusi

inflasi

untuk

dari

yang

ongkos kapital tersebut. ii. Pajak

masih

terlalu

kecil

seharusnya. c. Semua variabel diinflasikan selama jangka waktu proyek. i.

Dalam teorinya paling realistik

ii. Harus mengasumsikan tingkat inflasi per tahun untuk tiap variabel.

I - 124

2) Tanpa memperhitungkan inflasi akan membuat pajak terlalu kecil. Depresiasi dan deflesi dihitung pada awal proyek yang tidak terpengaruh oleh inflasi. Pengaruh netto dari inflasi ialah mengurangi kredit pajak dari keduanya. 9.5. UKURAN KINERJA 1) Payback Period 2) Net Present Value 3) Internal Rate of Return 9.6. ANALISIS SENSITIVITAS 1) Problem utama dengan analisis finansial ialah mencoba memprediksikan hasil dari banyak parameter. 2) Dalam analisis sensitivitas tiap variabel yang penting untuk evaluasi (kadar bijih, perolehan, ongkos kapital, ongkos operasi, harga komoditas) diubah-ubah untuk menentukan pengaruhnya terhadap ukuran kinerja. 9.7. ANALISIS RESIKO 1) Mirip dengan analisis sensitivitas, distribusi

probabilitas

hanya di

sini suatu

dibuat untuk parameter-parameter

yang penting. 2) Simulasi Monte Carlo dipakai untuk membuat suatu distribusi ukuran kinerja (lihat artikel 4.3 Financial Analysis dalam surface Mining) Berikut ini adalah contoh perhitungan evaluasi finansial dari suatu tambang. Contoh Soal :

I - 125

Suatu konsultan tambang diminta untuk mengkaji kelayakan suatu endapan porfiri gold-copper. Berdasarkan hasil studi kelayakan awal (pre-feasibility study) telah diperoleh data-data sebagai berikut : A. Data produksi Dengan mempertimbangkan tingkat produksi dan topografi daerah penambangan maka diputuskan untuk melakukan penambangan secara tambang terbuka, dengan data-data : - ore : 3500 Kton/tahun - gold grade

: 0.0207 oz/tahun

- copper grade

: 0.6 %

- perbandingan waste to ore

: 5.5 (tahun 1-3); 4.0 (tahun 4);

dan - umur

3.0 (tahun 5)

: 5 tahun

Catatan: Pada tahun ke-0 hanya memproduksi waste sebesar 15.000 Ktons B. Data Pengolahan Dengan mempertimbangkan karakteristik mineral yang ada maka diputuskan bahwa metoda pengolahan yang digunakan adalah dengan metoda flotasi, dengan data-data : - mill recovery of gold : 80% - mill recovery of copper

: 92%

C. Data Ekonomi Dengan

mempertimbangkan

supply-demand

pasar

logam,

teknologi penambangan dan pengolahan serta kondisi makro ekonomi maka data-data dasar yang digunakan untuk analisis ekonomi adalah : -

Mining cost

: US$ 0.55 per tonne

I - 126

-

Milling cost

: US$ 1.8 per tonne

-

General & Administration cost

: US$ 0.5 per tonne

-

Copper price

: US$ 1.0 per pound

-

Gold price

: US$ 400 per troy ounce

-

Smelter payable of copper

: 96%

-

Smelter payable of gold

: 98%

-

SRF per pound payable copper : US$ 0.345

-

Plant and infrastructure capital : US$ 20.000.000

-

Akusisi lahan

: US$ 10.000.000

-

Discount rate

: 15%

-

Present value factor

: 1/(1+i)n

-

Ekskalasi biaya

: 1%

-

Ekskalasi pendapatan

: 1%

-

Pajak perusahaan

: 20%

-

Royalti

: 2% dari revenue

Tugas kita sebagai mining engineer yang bekerja pada konsultan tersebut adalah menghitung kelayakan penambangan dengan menyusun langkah perhitungan sebagai berikut : 1) Menghitung (untuk tahun 1) : a. Break Even Cut off Grade for Copper b. Internal Cut off Grade for Copper c. Copper Equivalent 2) Menghitung Net Present Value (NPV) selama umur tambang setelah pajak. Berdasarkan hasil perhitungan yang kita lakukan tentukan apakah skenario penambangan yang telah disusun layak untuk diterapkan atau tidak ? Catatan : 1 ton = 2000 pound ; 1 ounce = 0.9114 troy ounce Jawaban : Tabel 9.1. Data Ekonomik Awal Untuk Cebakan Bijih (dalam US$ )

I - 127

Mining cost per tonne Total material Milling cost per tonne Ore General & Administration cost per tonne ore Mill recovery of gold Mill recovery of copper SRF per pound payable copper Smelter payable (Recovery) of copper Smelter payable (Recovery) of gold Copper price per pound Gold price per troy ounce (per gram) Breakeven Cut off Grade for copper Internal Cut off Grade for Copper Copper Equivalent

US$ 0.55 US$ 1.8 US$ 0.5 80% 92% US$ 0.345 96% 98% US$ 1.0 US$ 400 ($12.86) ? ? ?

Perhitungan : a.

BECOG

Penghasilan = Biaya Price x Gradex Mill Rec x Smelter Rec x 20 = Cost (Mine+Mill+G&A) + SRF x Grade x Mill Rec x Smelter Rec x 20 (Price-SRF) x Grade x Mill Rec x Smel. Rec x 20 = Cost (mine + Mill + G&A) Cost Cost (mine + Mill + G&A) BECOG=

=

(Price-SRF) x Mill Rec x Smelter Rec x 20 ($0.55 + $1.80 + $0.50) ($1.00 -$0.345) x 0.92 x 0.96 x 20

= 0.246 % Catatan : Angka 20 adalah faktor konversi dari % ke pound (dengan satuan pound %) b. ICOG Rumusnya sama dengan BECOG namun ongkos penambangannya tidak ikut diperhitungkan.

ICOG

=

Cost (Mill + G&A)

I - 128

(Price-SRF) x Mill Rec x Smelter Rec x 20 ( $1.80 + $0.50) =

($1.00 -$0.345) x 0.92 x 0.96 x 20

= 0.20 % c. Copper Equivalent Tabel 9.2. Data Pengolahan Bijih

Price Mill Rec Smelter Rec SRF

Copper

Gold

$ 1.00/lb 98% 96% $0.345

$ 12.86/gr 80% 98% -

1) Hitung nilai NSR (Net Smelter Return) dari 1 ton bijih dengan kadar

1%

Cu. ($1.00/lb - $0.345/lb) x (1%) x 0.92 x 0.96 x 20 lb/% = $ 11.57 2) Hitung nilai NSR (Net Smelter Return) dari 1 ton bijih dengan kadar

1 gr/ton Au.

($ 12.86/gr) x 1 gr x (0.80) x (0.98) = $ 10.08

Faktor Eq =

Faktor Eq =

= 0.871

3) Copper Equivalent = total Cu + 0.871 x Gold Discount rate

: 15%

Gold price

: 400 US$/tr oz

Copper price

: 1 US$/lb

Process Rec of Gold : 80% Process Rec of Copper

:

92%

I - 129

Present Value Factors at 15 % interest Year Factor

0 1.000

Year Waste : ore

0

1 0.870

2 0.756

1 5.5

3 0.658

2 5.5

4 0.572

3 5.5

5 0.497

4 4

5 3

Tabel 9.3. Hasil Perhitungan NPV Total

Year Economic Parameter Ore (ktons)

PP

1

3

4

17500

Waste (ktons)

15000 19250 19250 19250 14000 10500

97250

Total (ktons)

15000 22750 22750 22750 17500 14000 114750

Recovereed Gold (koz) Grade Copper (%)

3500 3500 3500

5 3500

Grade Gold (ktons)

0

2

3500

0.02070.02070.02070.02070.02070.0207

0.0207

0 72.45 72.45 72.45 72.45 72.45

362.25

0.6

0.6

0.6

0.6

0.6

0.6

0.6

Recovered Copper (ktons)

0

21

21

21

21

21

105

Gross Revenue ($ x 1000)

0 64076 64076 64076 64076 64076 320381

Mining Cost per total ton Total Mining Cost ($ x 1000) Processing Cost Per ton ore

0.55

0.55

0.55

0.55

8250 12513 12513 12513

0.55

9625

7700

63113

1.8

Total Processing Cost

0

G&A Cost per ton ore

0.5

Total G&A Cost per ton ore

0

0.55 1.8

0.55

1.8

1.8

1.8

1.8

6300 6300 6300

6300

6300

32500

0.5

1.8

0.5

0.5

0.5

0.5

1750 1750 1750

0.5

1750

1750

8750

Plant and Infrastructure Capital 20000

20000

Akuisisi Lahan

10000

Royalti Taxable Income ($ x 1000) Tax (20%) Cash flow

10000 01281.51281.51281.51281.51281.5

6407.6

38250 42232 42232 42232 45120 47045 180610 08446.48446.48446.49023.99408.9

43772

38250 33786 33786 33786 36096 37636 136838

I - 130

PEKERJAAN RUMAH 9 Proyek 1 Topik : Perhitungan NPV Proyek Hitung pre-tax cash flow untuk tiap tahun dengan jadwal produksi dan parameter ekonomi sebagi berikut. Juga hitung NPV untuk proyek menggunakan tingkat bunga 15%. Jadwal Produksi Penambangan Tahun

Kton

Emas

Emas

Kton

Ktol total

PP 1 2 3 4 5 6 TOTA

bijih 0 2.700 2.700 2.700 2.700 2.700 1.531 15.03

(oz/t) 0,000 0,072 0,074 0,068 0,060 0,063 0,059 0,067

(oz) 0 199.400 199.800 183.600 162.000 170.100 90.300 1.005.20

waste 11.000 14.300 14.300 14.300 13.683 4.011 2.098 73.692

11.000 17.000 17.000 17.000 16.383 6.711 3.629 88.723

L

1

0

Parameter Ekonomi Biaya penambangan per total ton Biaya pengolahan per ton bijih Biaya umum & administrasi per

$ 0,85 $ 3,10 $ 1.377

tahun (termasuk PP) ($x1000) Perolehan pengolahan Harga emas per troy oz Modal pabrik dan infrastruktur

80 % $ 400 $ 30.000

($x1000) Tingkat suku bunga

15 %

Buat asumsi yang layak untuk modal awal tambang. Modal penggantian pealatan tidak diperhitungkan. Present Value Factor pada tingkat suku bunga 15 %. Faktor = 1/ (1+i)n. Tahu

0

1

2

3

I - 131

4

5

6

n Fakto

1,00

0,87

0,75

0,65

0,57

0,49

r

0

0

6

8

2

7

0,432

1. Hitunglah NPV proyek dengan data-data Ekonomi di atas. 2. Dikerjakan dalam bentuk tabel sebagai berikut. 3. Paramet er Ekonomi k

PP

1

2

3

4

5

NPV pada 15%

BAB XI ONGKOS OPERASI TAMBANG

I - 132

6

Total

11.1.

KOMPONEN UTAMA

1) Tenaga Kerja 2) Suku Cadang dan Bahan Habis

11.2.

a.

Penggantian karena rusak atau aus

b.

Bahan bakar

c.

Bahan peledak dan aksesorinya

d.

Oli, pelumas, filter

ONGKOS OPERASI BIASA DINYATAKAN UNTUK TIAP UNIT OPERASI

1) Pemboran a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

dengan operasi dan perawatan alat bor lubang tembak. Meliputi ongkos mata bor, batang bor dan aksesori lainnya. b.

Ongkos tenaga kerja (operator alat bor dan asistennya

serta sebagian dari personel perawatan alat). 2) Peledakan a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

dengan operasi peledakan. b.

Ongkos tenaga kerja (juru ledak dan asistennya).

a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

3) Pemuatan dengan operasi dan perawatan alat muat (shovel, loader). b.

Ongkos tenaga kerja (operator shovel, loader dan

sebagian dari personel perawatan alat).

I - 133

4) Pengangkutan a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

dengan operasi dan perawatan alat angkut (truk). b.

Ongkos tenaga kerja (operator truk dan sebagian dari

personel perawatan alat). 5) Kegiatan Pendukung Utama a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

dengan operasi dan perawatan alat pendukung utama (bulldozer, grader, truk air) b.

Ongkos tenaga kerja alat-alat tersebut (operator dan

sebagian dari personel perawatan alat). 6) Kegiatan Penunjang Tambang a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

dengan operasi dan perawatan alat penunjang kegiatan tambang (alat bor kecil, truk bahan peledak, alat gali kecil, dll juga suplai untuk bagian engineering dan operasi). Sebagai patokan (rule of thumb) dapat digunakan angka US$ 0. 01 per total ton. b.

Ongkos tenaga kerja personel tambang yang terkait

(juru pompa, kru servis dan tenaga kerja umum). 7) Perawatan Umum a.

Ongkos suku cadang dan bahan habis yang terkait

dengan pemeliharaan alat pendukung perawatan tambang (truk bahan bakar, truk pelumas, crane, dll juga suplai untuk bagian perawatan, bengkel dan gudang). Sebagai patokan (rule of thumb) dapat digunakan angka US$ 0. 01 per total ton. b.

Ongkos tenaga kerja personel perawatan seperti teknisi

ban, kru bahan bakar/pelumas dan tenaga kerja umum. c.

Termasuk pula biaya servis oleh kontraktor atau agen.

Dapat diperkirakan sebagai persentase dari ongkos tenaga kerja perawatan total.

I - 134

8) General dan Administrative (G & A) Gaji pegawai di bidang-bidang umum dan administrasi (biasanya disebut dengan biaya upah overhead) ditambah dengan tunjangan-tunjangan lainnya.

11.3. PARAMETER PENTING DALAM PENAKSIRAN ONGKOS/BIAYA

1) Tingkat Upah Pekerja a.

Perlu data tentang tingkat upah yang berlaku untuk

keahlian ekivalen yang diperlukan oleh operasi penambangan. b.

Tambahan tunjangan-tunjangan lain di luar gaji

besarnya tergantung pada peraturan yang berlaku. Di Amerika Serikat berkisar sekitar 35%; di beberapa negara lain dapat lebih tinggi. c.

Tingkat upah ini dikalikan dengan jumlah personel

yang dihitung sebelumnya dalam bab “Kebutuhan Tenaga Kerja”. 2) Harga diesel (untuk bahan bakar dan campuran bahan peledak ANFO) hingga ke tambang. 3) Biaya listrik (untuk peralatan shovel dan bor listrik). 4) Harga bahan peledak sampai ke tambang. 5) Jumlah gilir yang dijadwalkan untuk tiap jenis alat (dari Perhitungan Kebutuhan Peralatan Tambang).

11.4.

ONGKOS OPERASI ALAT PER GILIR

Berdasarkan pada biaya operasi per jam dan jumlah aktual jam pemakaian alat per gilir.

11.5.

ONGKOS PELEDAKAN

I - 135

Ongkos bahan peledak dan aksesorinya yang dibutuhkan untuk suatu pola peledakan tipikal, dibagi dengan jumlah ton batuan yang dihasilkan. 1) Alternatif lain untuk memperkirakan biaya aksesori peledakan adalah dengan menggunakan persentase dari ongkos bahan peledak. Persentase untuk suplai aksesori bahan peledak ini berkisar dari 2-3% untuk tinggi jenjang dan spasi (jarak antar lubang tembak) yang besar, hingga 33% untuk jenjang dan spasi kecil. 2) Suplai aksesori lainnya ini meliputi primer, booster, detonating cord, dll. Contoh ongkos operasi tambang : Tabel 11.1. Ongkos Operasi Tambang Selama 25 Tahun

I - 136

BAB XII PERENCANAAN TAMBANG BATUBARA

12.1. PENAKSIRAN CADANGAN Penaksiran cadangan merupakan salah satu tugas terpenting dan berat tanggung jawabnya dalam mengevaluasi suatu proyek pertambangan

karena

tergantung padanya. pendekatan

dari

data/informasi

keputusan-keputusan

teknis

amat

Model cadangan yang dibuat adalah

keadaan

yang

cadangan

tersedia

dan

nyata

berdasarkan

masih

mengandung

ketidakpastian. Ada

beberapa

hal

yang

mendasari

sehingga

penaksiran

cadangan dianggap penting, antara lain : 1) Penaksiran cadangan memberikan taksiran dari kuantitas (tonase) dan kualitas (kadar dan lain-lain) dari cadangan. 2) Penaksiran cadangan memberikan perkiraan bentuk tiga dimensi dari cadangan serta distribusi ruang (spatial) dari nilainya. Hal ini penting untuk menentukan urutan atau tahapan

penambangan,

yang

pada

gilirannya

akan

mempengaruhi pemilihan peralatan dan Net Present Value (NPV) dari tambang. 3) Jumlah cadangan menentukan umur tambang. Hal ini penting dalam

perancangan

pabrik

pengolahan

dan

kebutuhan

infrastruktur lainnya. 4) Batas-batas

kegiatan

penambangan

(pit

limit)

dibuat

berdasarkan taksiran cadangan. Faktor ini harus diperhatikan dalam menentukan lokasi pembuangan tanah atau batuan

I - 137

penutup dan tailing (waste dump dan tailing impoundment), pabrik pengolahan bijih, bengkel dan fasilitas lainnya. Syarat-syarat untuk dapat melaksanakan penaksiran cadangan suatu daerah penambangan, antara lain : 1) Suatu

taksiran

cadangan

harus

mencerminkan

kondisi

geologis dan karakter atau sifat dari mineralisasi. 2) Model cadangan yang akan digunakan untuk perancangan tambang harus konsisten dengan metode penambangan dan teknik perencanaan tambang yang akan diterapkan. 3) Taksiran yang baik harus didasarkan pada data faktual yang diolah atau diperlakukan secara objektif. 4) Metode penaksiran yang digunakan harus memberikan hasil yang dapat diuji ulang atau diverifikasi. Tahap pertama setelah penaksiran cadangan selesai dilakukan adalah memeriksa atau mengecek taksiran kadar blok (unit penambangan terkecil). Hal ini dilakukan dengan menggunakan data pemboran (komposit data assay) yang ada disekitarnya. Setelah

penambangan

dimulai,

taksiran

kadar

dari

model

cadangan harus dicek ulang dengan kadar dan tonase hasil penambangan yang sesungguhnya. 12.2. METODE PENAKSIRAN CADANGAN Prinsip utama dalam penaksiran cadangan adalah bagaimana mendapatkan suatu nilai pengganti terbaik dari sejumlah perconto yang diambil dari suatu badan mineral. Secara lebih spesifik kita ingin menaksir kadar pada suatu lokasi dimana kita tidak memiliki data dengan menggunakan sejumlah perconto yang letaknya dekat dengan lokasi tersebut. Ada berbagai metode untuk menghitung cadangan sesuai dengan kondisi geologi dan mineralogi endapan. Berbagai metode tersebut telah dikembangkan dari metode konvensional

I - 138

(klasik)

yang

komputer.

manual

Metode

menggantikan

sampai

metode

geostatistik

penggunaan

geostatistik

secara

metode

bertahap

konvensional.

dengan telah Metode

geostatistik penjelasan secara rinci tidak akan dibahas dalam kesempatan ini. Untuk memilih salah satu di antara metode itu diperlukan beberapa pertimbangan, yaitu analisis geologi cadangan, tujuan perhitungan cadangan, sistem penambangan dan prinsip-prinsip dari interpretasi dan eksplorasi yang dipakai. Metode tertentu lebih sesuai dipakai untuk endapan dengan bentuk geometri dan distribusi kadar yang tertentu pula. Endapan dengan bentuk geometri kompleks dan distribusi kadar yang tinggi akan lebih cocok bila dihitung dengan Metode Krigging. Untuk endapan dengan bentuk geometri sederhana dengan distribusi kadar atau koefisien variasi rendah akan lebih efektif dihitung dengan metode penampang yang sederhana. Metode-metode konvensional yang digunakan untuk perhitungan cadangan adalah sebagai berikut : 1)

Menurut G. Popov : Metode rata-rata faktor dan luas a. Metode analog b.

Metode blok-blok geologi

Metode blok-blok penambangan a. Blok terbuka pada empat sisi pekerjaan bawah tanah b. Blok terbuka pada tiga sisi pekerjaan bawah tanah c. Blok terbuka pada dua sisi pekerjaan bawah tanah d. Blok terbuka pada satu level dan perpotongan pada kedalaman pemboran Metode cross-section

I - 139

a. Metode standar b. Metode linear c. Metode isoline Metode Analitik a. Metode triangle (segitiga) b.

Metode poligon

1)

Penyebaran lubang bor tidak teratur

2)

Penyebaran lubang bor teratur i. Jaringan kerja bujur sangkar ii. Grid papan catur

2)

Menurut Park adalah : Regular a. Included area b. Excluded area c. Semi regular Irregular a. Area of influence b. Triangle grouping c. Cross-section

Berikut ini uraian mengenai beberapa metoda yang biasa diaplikasikan :

1) Metode Penampang Melintang Penampang melintang disusun dari kombinasi antara peta garis singkapan (cropline) batubara dengan data pemboran (log bor). Penampang melintang per seam disusun dengan melakukan interpolasi antar data lapisan (seam) pada setiap titik bor yang berdekatan. Garis penampang melintang sebaiknya selalu diusahakan tegak lurus jurus garis singkapan batubara. Penampang seam berguna untuk memudahkan perhitungan sumberdaya sekaligus cadangan batubara salah satunya dengan menggunakan rumus mean area. Data tersebut juga dapat

I - 140

digunakan untuk menghitung cadangan tertambang dengan memasukkan asumsi sudut lereng ke dalamnya. Cadangan dihitung berdasarkan luas daerah batas seam pada penampang yang bersebelahan. Volume cadangan yang dihitung adalah volume antara dua penampang yang bersebelahan. Perhitungan volume dilakukan menggunakan rumus mean area. V = L /2 (S1 + S2) keterangan : V = Volume daerah yang ditaksir (m3) L = Jarak antar Penampang (m) S = Luas daerah penampang batubara pertama dan kedua (ton/m3) Selain menggunakan rumus mean area, perhitungan ini juga dapat dilakukan menggunakan rumus kerucut terpancung, rumus prismoida dan rumus obelisk. Faktor tonase biasanya diperoleh untuk masing-masing material secara empirik. Kemudian tonase untuk masing-masing penampang dijumlahkan untuk memberikan gambaran total tonase cadangan batubara. Perkiraan akhir untuk kualitas batubara diperoleh dengan menghitung nilai rata-rata tertimbang (weighted average) untuk masing-masing seam atau area perhitungan.

2) Metode Penampang Horizontal Walaupun metode penampang vertikal telah banyak digunakan untuk penaksiran cadangan bijih pada masa lalu, sekarang metode ini telah banyak digantikan oleh teknik-teknik berdasar pada penggunaan penampang horizontal. Metode penampang horizontal pada dasarnya melakukan perhitungan volume berdasarkan luas daerah juga. Nilai-nilai elevasi yang diperoleh dari data pemboran dikorelasikan secara horizontal membentuk permukaan lapisan menggunakan prinsip triangulasi atau daerah pengaruh. Kemudian permukaan ini dihitung luasnya, dan luas permukaannya dikalikan dengan rata-rata ketebalan lapisan untuk memperoleh volume seam yang diinginkan.

I - 141

3) Metode Triangular Metode triangular adalah salah satu metode yang dapat digunakan untuk menghitung cadangan batubara. Di dalam metode triangular, masing-masing titik batas material pada lubang bor dijadikan ujung sebuah segitiga sehingga akan dihasilkan suatu permukaan yang terdiri dari gabungan segitiga-segitiga dan dihasilkan seam berupa prisma-prisma segitiga yang teridiri dari dua buah segitiga yang sejajar dengan jarak vertikal sebesar ketebalan lapisan. Jika prisma segitiga yang terbentuk memiliki ketebalan yang tetap, maka volumenya akan sama dengan luas daerah dikalikan dengan ketebalan, dan untuk memperoleh tonnase, maka dikenakanlah faktor tonase yang sesuai.

4) Metode Poligon Metode poligon merupakan metode penaksiran yang konvensional. Metode ini umum diterapkan pada endapan-endapan yang relatif homogen dan mempunyai geometri sederhana. Kadar pada suatu luasan di dalam poligon ditaksir dengan nilai conto yang berada ditengah-tengah poligon sehingga metode ini sering disebut metode poligon daerah pengaruh (area of influence). Daerah pengaruh dibuat dengan membagi dua jarak antara dua titik sampel dengan satu garis sumbu. Poligon dibangun dari titik-titik pada garis hubung dengan jarak batas terhadap pusat poligon yang selalu sama dengan jarak batas pusat poligon disebelahnya. Di dalam poligon, kadar diasumsikan konstan dan sama dengan kadar pada lubang bor di dalamnya. Dalam kerangka model blok, dikenal jenis penaksiran poligon dengan jarak titik terdekat (rule of nearest point), yaitu nilai hasil penaksiran hanya dipengaruhi oleh nilai sampel yang terdekat.

5) Menurut U.S. Geological Survey, 1980 Perhitungan sumberdaya batubara dilakukan berdasarkan berat batubara per unit volume, luas daerah yang melingkupi sumberdaya yang akan dihitung, dan rata-rata ketebalan seam. Metode ini dianggap sesuai untuk diterapkan dalam perhitungan sumberdaya batubara yang berbentuk tabular dengan ketebalan

I - 142

dan kemiringan yang relatif konsisten. Prosedur perhitungan dalam sistem USGS adalah dengan membuat lingkaran-lingkaran (setengah

lingkaran)

pada

setiap

titik

informasi

endapan

batubara, yaitu singkapan batubara dan lokasi pemboran. Untuk batubara dengan kemiringan lapisan kurang dari 30 derajat, daerah dalam radius lingkaran 0-400 m adalah untuk perhitungan sumberdaya terukur dan daerah radius 400-1200 m adalah untuk perhitungan sumberdaya terunjuk. Sedangkan untuk batubara dengan kemiringan lebih dari 30 derajat, radius lingkaran-lingkaran dicari harga proyeksinya ke permukaan terlebih dahulu. Tonase batubara diperkirakan dengan rumus sebagai berikut : A x B x C = tonase batubara Keterangan : A = rata-rata ketebalan seam (m) B = berat batubara per unit volume yang sesuai (ton/m3) C = luas daerah dasar batubara (m2)

6) Model Gridded Seam (Model Blok stratigrafi) Dasar aplikasi teknik-teknik komputer untuk penaksiran tonase dan kadar adalah membagi-bagi cebakan dan memvisualisasikan cebakan sebagai kumpulan blok-blok, kemudian blok-blok inilah yang akan diamati untuk memperkirakan tonase dan kadar. Untuk pemodelan batubara dan cebakan-cebakan berlapis yang memiliki penyebaran lateral biasanya digunakan model gridded seam. Secara lateral endapan batubara dan daerah sekitarnya dibagi menjadi sel-sel yang teratur, dengan lebar dan panjang tertentu. Adapun dimensi vertikalnya tidak dikaitkan dengan tinggi jenjang tertentu, melainkan dengan unit stratigrafi dari cebakan yang bersangkutan. Permodelan dilakukan dalam bentuk puncak, dasar, dan ketebalan dari unit stratigrafi. Kadar dari berbagai bahan galian atau variabel dimodelkan untuk setiap lapisan. Dalam melakukan perhitungan cadangan, parameter-parameter yang penting adalah :

a.

Ketebalan dan luas

b.

Kadar dari bijih

I - 143

c.

Berat jenis bijih

12.3. KONSEP PENAMBANGAN Dalam

merencanakan

suatu

tambang

batubara

perlu

pemahaman mengenai Konsep Penambangan dan Perancangan Penambangan

yang

benar

untuk

suatu

tambang

terbuka

batubara. Hal ini menjadi penting karena penataan lahan bekas tambang seharusnya menjadi bagian perencanaan tambang. 12.3.1. Pemilihan Daerah Penambangan Pemilihan daerah penambangan tentunya harus didasarkan pada hasil

Kajian

Geologi

Tambang

akan

diperoleh

daerah

penambangan tersebut. Beberapa faktor yang menyebabkan suatu daerah dapat dikatagorikan potensial adalah : ●

Penyebaran batubara yang merata.

●

Jumlah cadangan yang besar.

●

Lapisan batubara yang tebal.

●

Kualitas batubara yang baik.

●

Perhitungan cadangan tertambang pada daerah tambang tersebut dapat menghasilkan nisbah kupas yang bervariasi. Besarnya

nisbah

kupas

pada

tambang-tambang

ini

disebabkan antara lain oleh kondisi topografi dan hilangnya penyebaran lapisan batubara pada daerah tersebut. ●

Oleh karena itu daerah yang mempunyai nisbah kupas > 12 : 1 dianggap tidak ekonomis untuk ditambang saat ini. Lapisan penutup di atas lapisan batubara maupun antara lapisan batubara pada umumnya terdiri dari siltstone, mudstone kadang-kadang dengan sisipan shally coal dan sandstone.

●

Kemiringan lapisan batubara berkisar antar 8 – 35 derajat.

12.3.2. Tahapan Penambangan

I - 144

Dua pendekatan rancangan tambang terbuka : ●

Mempertimbangkan persoalan tahapan pemindahan material per blok untuk memenuhi produksi.

●

Mempertimbangkan pemindahan material yang berhubungan sangat erat dengan peralatan yang digunakan.

Pada

tambang

terbuka

daerah

penambangan

cukup

luas

sehingga memungkinkan pemakaian alat-alat yang besar. Dalam pemilihan

metoda

penambangan

perlu

memperhatikan

pertimbangan teknis yang didasarkan atas : ●

Faktor geografi dan geologi

●

Lokasi :penentuan pemakaian alat penambangan

●

Curah hujan, temperatur, iklim dan ketinggian akan berpengaruh terhadap produktifitas alat.

●

Faktor geologi yang berpengaruh seperti keadaan permukaan, jumlah lapisan batubara, kemiringan batubara, dan ketebalan tanah penutup.

●

Ukuran dan distribusi lapisan batubara

●

Ketersediaan peralatan dan kesesuaian dengan peralatan lain

●

Geoteknik

●

Umur tambang

●

Produksi

●

Sistem Penambangan Batubara

Kegiatan-kegiatan dalam tambang batubara terbuka meliputi : ●

Persiapan daerah penambangan

●

Pemboran dan peledakan atau penggaruan

●

Pengupasan dan pembuangan tanah penutup

●

Pemuatan dan pembuangan tanah penutup

●

Reklamasi

●

Teknik penambangan pada umumnya sangat dipengaruhi oleh

kondisi

geologi

dan

topografi

ditambang.

I - 145

daerah

yang

akan

Kegiatan penambangan selalu menimbulkan pengaruh terhadap lingkungan, oleh karena itu dalam melaksanakan kegiatankegiatan

dalam

penambangan

harus

mengetahui/mengerti

akibat-akibat yang mungkin akan ditimbulkan dari kegiatankegiatan tersebut, sehingga dapat diusahakan dampak negatif yang sekecil mungkin. Contoh jenis peralatan tambang dan peralatan bantu utama yang akan digunakan dalam sistem penambangan seperti yang telah diuraikan di atas adalah seperti yang terlihat pada Tabel 12.1.

Tabel 12.1. Contoh Peralatan Tambang Yang Diperlukan Berdasarkan Aktivitas (Laporan Akhir Proyek Bina Pertambangan, ITB, 2000)

Aktivitas

Peralatan/Bahan

Pembongkaran, penggaruan, dan penggusuran

Buldoser dengan single shank (giant) ripper dan double shank ripper

Pemboran dan peledakan

- Alat bor : CRD dan Kompresor - Bahan peledak : ANFO (bahan peledak utama) dan Power Gel (primer) - Alat bantu peledakan : NONEL, sumbu ledak, sumbu api, plain detonator.

Penggalian dan pemuatan

Shovel dan backhoe

Pengangkutan

Truk jungkit

12.3.3. Cadangan Tertambang Seperti

telah

perhitungan

dijelaskan cadangan

dalam

Kajian

tertambang

Geologi dilakukan

Tambang, dengan

perhitungan dilakukan dengan metode penampang atau metode lainnya. 12.3.4. Strategi Penambangan

I - 146

Perancangan

penambangan

pada

daerah

tambang

pada

umumnya dilakukan berdasarkan batasan nisbah kupas. 12.4. PERANCANGAN PENAMBANGAN 12.4.1. Rencana Produksi Semua perusahaan tambang merencanakan beroperasi dengan tingkat produksi batubara per tahun. Produksi tahun ke-1 biasanya lebih kecil dari tahun-tahun berikutnya. Hal ini dilakukan dengan pertimbangan bahwa pada tahun awal penambangan selain kegiatan penambangan juga diperlukan berbagai kegiatan lainnya seperti persiapan permuka kerja, pembuatan jalan ke outside dump, dan lain sebagainya. Rencana produksi untuk setiap tahun memperhatikan pengaruh curah hujan terhadap produksi batubara. Rencana produksi bertahap seperti yang dijelaskan di atas selanjutnya menjadi panduan untuk menentukan batas kemajuan penambangan setiap tahun. 12.4.2. Kriteria Penambangan Kriteria penambangan pada umumnya dapat dipengaruhi oleh beberapa faktor berikut : ●

Faktor struktur geologi

●

Faktor geoteknik

●

Faktor hidrologi dan hidrogeologi

●

Data dan asumsi yang digunakan dalam perhitungan : −

Waktu kerja

−

Sifat fisik material

−

Efisiensi kerja peralatan

I - 147

12.4.3. Rancangan Penambangan 1) Permuka kerja penambangan Permuka kerja penambangan adalah medan kerja di mana kegiatan

penggalian/penambangan

batubara

sedang

berlangsung. Satu permuka kerja membutuhkan satu armada peralatan tambang yang terdiri dari satu unit alat gali-muat dengan beberapa unit alat angkut dan dibantu satu unit alat garu-dorong. Dalam satu pit penambangan mungkin terdapat satu atau lebih permuka kerja. Jika pit cukup luas dan dengan alasan kebutuhan produksi maka beberapa permuka kerja dapat beroperasi secara bersamaan. Banyaknya permuka kerja yang harus beroperasi dalam penambangan ditentukan oleh jumlah armada peralatan penambangan batubara yang dibutuhkan berdasarkan target produksi. 2) Batas penambangan Faktor-faktor yang mempengaruhi penentuan batas tambang terbuka adalah batas Kuasa Pertambangan (KP) Eksploitasi, penyebaran lapisan batubara, dimensi lereng aman, rencana produksi, nisbah kupas, aliran sungai, dan jalan negara yang melewati tambang tersebut Penentuan batas lereng akhir tambang juga mengacu pada nisbah

kupas

dan

dimensi

maksimum

lereng

yang

aman

berdasarkan rekomendasi Kajian Geoteknik. Rencana produksi akan menentukan batas pit yang akan ditambang setiap tahun dengan nisbah kupas tertentu. Batas penambangan tiap semester/tahun baik ke arah lateral (luas bukaan tambang) maupun vertikal (posisi lantai tambang) diwujudkan dalam peta kemajuan tambang tiap tahun.

I - 148

3)

Arah dan urutan penambangan

Arah kemajuan penambangan adalah dari daerah singkapan ke arah tegak lurus jurus lapisan batubara sampai lereng akhir penambangan,

kemudian

bergerak

maju

ke

daerah

penambangan tahun berikutnya mengikuti penyebaran lapisan batubara. Pemilihan urut-urutan penambangan terutama didasarkan pada pertimbangan teknis operasional serta cadangan yang ada 4) Kegiatan Penambangan Penambangan

batubara

biasanya

dilakukan

dengan

siklus

konvensional yaitu menggunakan kombinasi peralatan shovel/ backhoe dan truk jungkit serta buldoser. Metode ini mempunyai fleksibilitas dan selektivitas dalam penggalian, serta ketersedian alat baik jenis maupun ukuran di pasaran. Operasi

penambangan

setiap

tahunnya

terdiri

kegiatan

pembersihan lahan yang dilaksanakan terlebih dahulu, kemudian diikuti

dengan

penggalian/

pemberaian,

pemuatan

dan

pengangkutan yang dilaksanakan dalam waktu yang bersamaan. Artinya,

sementara

kegiatan

pembersihan

lahan

terus

berlangsung dan setelah luas lahan yang dibersihkan cukup dan aman

untuk

tempat

kerja

alat

gali,

maka

kegiatan

penggalian/pemberaian dapat segera dimulai. Kegiatan ini diikuti dengan kegiatan pemuatan dan pengangkutan, baik untuk batubara maupun lapisan penutup. 5) Pembersihan lahan Untuk menyediakan tempat kerja bagi alat gali-muat dan alat angkut perlu dilakukan pembersihan lahan. Pembersihan lahan ini

I - 149

dilakukan terhadap vegetasi/pohon-pohon yang terdapat di sekitar daerah operasi penambangan dengan menggunakan buldoser. 6) Penanganan tanah pucuk Pertimbangan penanaman kembali daerah bekas tambang untuk mengurangi kerusakan lingkungan (reklamasi) memerlukan suatu strategi untuk penanganan tanah pucuk. Tanah pucuk ini nantinya akan disebar pada bagian teratas dari tumpukan lapisan penutup, baik di lokasi outside dump maupun di lokasi backfilling. Tanah pucuk akan dikupas dan dimuat ke dalam truk jungkit dengan menggunakan alat muat kemudian diangkut ke lokasi penimbunan dan langsung disebar di atas timbunan lapisan penutup, kecuali pada awal penambangan karena belum ada timbunan lapisan penutup maka tanah pucuk akan ditumpuk di dekat lokasi outside dump sebelum disebar di atas timbunan lapisan penutup. 7)

Penggalian/pemberaian, pemuatan dan pengangkutan lapisan penutup

Seperti telah diuraikan sebelumnya, teknik penggalian yang direkomendasikan adalah : ●

Penggalian bebas untuk tanah pucuk

●

Penggaruan untuk batubara, mudstone, sebagian sandstone dan siltstone

●

Peledakan untuk sebagian batuan keras, bila ada.

Oleh sebab itu penanganan lapisan penutup (overburden dan interburden) akan dilakukan dengan cara sebagai berikut : ●

Penggalian/pemberaian

●

Pemuatan

I - 150

Pemuatan lapisan penutup ke dalam alat angkut baik dari hasil

penggaruan

maupun

hasil

peledakan

adalah

menggunakan alat muat. ●

Pengangkutan Pengangkutan lapisan penutup ke lokasi penimbunan adalah menggunakan truk jungkit.

8) Penggalian/pemberaian, pemuatan dan pengangkutan batubara Pada umumnya penanganan lapisan batubara akan dilakukan dengan cara sebagai berikut : ●

Penggaruan

●

Penggaruan batubara dengan menggunakan buldoser yang dapat dilengkapi dengan single/double shank ripper.

●

Pemuatan

●

Pemuatan batubara ke dalam alat angkut menggunakan alat muat.

●

Pengangkutan

●

Pengangkutan

lapisan

batubara

ke

ROM

stockpile

menggunakan truk jungkit (rigid truck). 9) Jalan tambang Yang dimaksud dengan jalan

tambang adalah jalan yang

menghubungkan permuka kerja dengan lokasi ROM stockpile dan lokasi penimbunan lapisan penutup. Jalan tambang disiapkan untuk untuk dua jalur pengangkutan truk jungkit. 10) Perencanaan penimbunan lapisan penutup Dalam perencanaan penimbunan lapisan penutup, penimbunan di

lokasi

outside

dump

hanya

akan

dilaksanakan

sampai

tersedianya daerah bekas penambangan yang cukup luas untuk dapat melaksanakan backfilling.

I - 151

Cara seperti ini selain mengurangi biaya produksi (karena jarak angkut lapisan penutup berkurang) juga mengurangi kerusakan lingkungan

akibat

bekas

penambangan.

Dengan

backfilling

lubang-lubang bekas tambang diisi kembali sehingga persiapan pelaksanaan reklamasi dapat segera berjalan. Untuk keperluan penimbunan di luar pit ini telah dipilih lokasi timbunan. Faktor-faktor yang mempengaruhi pemilihan lokasi penimbunan tanah adalah sebagai berikut : ●

jarak yang tidak terlalu jauh dari permuka kerja tambang

●

tidak ada cadangan batubara di bawah lokasi yang dipilih

●

tidak mengganggu daerah yang akan ditambang

●

topografi permukaan berupa lembah.

Untuk menjaga agar lereng timbunan tetap aman, perancangan penimbunan tanah di luar pit maupun backfilling selalu mengikuti dimensi timbunan yang telah direkomendasikan oleh Kajian Geoteknik.

11) Kebutuhan Peralatan Kebutuhan alat-alat tambang dihitung dengan cara membagi target produksi per jam dengan produktivitas alat per jam. Target produksi per jam didapatkan dengan cara membagi target produksi per tahun dengan jam kerja efektif alat per tahun. Peralatan tersebut dapat dikelompokkan menjadi peralatan tambang utama dan peralatan penunjang. 12.5. APLIKASI MINESCAPE 4

I - 152

Minescape 4 merupakan salah satu perangkat lunak terpadu yang dirancang khusus untuk industri pertambangan. Minescape yang berintikan sistem grafik CAD 3D dengan produk-produk aplikasinya

memungkinkan

penggunanya

secara

interaktif

membuat dan mengolah model-model geologi tiga dimensi serta desain tambang dalam Platform Silicon Graphics dan Sun UNIX. Aplikasi

Minescape

merupakan

inti

dari

sistem

Minescape

meliputi sistem dasar dari program, bahasa pemrograman, struktur data, library, alat-alat dan modul-modul yang merupakan bagian perangkat lunak Minescape. Komponen-komponen Minescape meliputi : ●

GTI (Graphic Task Interface) GTI

merupakan

sistem

minescape

yang

menyediakan

manajemen interface yang akan gambar-gambar dan secara visual berbeda dari lingkungan Minescape. GTI terdiri dari base

window

dan

berisi

sejumlah

Page

yang

dapat

dikonfigurasikan untuk kebutuhan pemakai dan ditampilkan sebagai tab-tab dalam tabdeck. ●

Page Page (halaman layar) merupakan gabungan jendela yang menjalankan fungsi-fungsi khusus dan ditampilkan di dalam GTI Window. Secara umum Page ada dua macam, yaitu monitor page yang menyediakan layanan pemantauan dan kontrol

terhadap

modul-modul

yang

dijalankan

dan

minescape page yang menyediakan fungsi-fungsi Minescape. ●

CAD Window CAD Window menampilkan grafis 3D CAD dari Minescape (Computer Aided Design).

●

Form Format merupakan window tersendiri yang menampilkan parameter dan data yang relevan untuk mengoperasikan

I - 153

Minescape secara khusus serta memungkinkan anda untuk melihat,

memanipulasi

parameter

secara

interaktif

dan

menyerahkan modul-modul tersebut untuk dijalankan. Produk adalah perangkat lunak khusus yang dipadukan dengan aplikasi

Minescape.

Produk-produk

tambahan

memberikan

kehandalan dalam aplikasi dan fungsi-fungsi tambahan yang khusus

pada

operasi-operasi

tertentu

(misalnya

Quality,

Stratigraphic Modelling dan Underground Design). Produk-produk yang tersedia dalam keluaran ini meliputi : ●

Blasthole Database

●

Stratigraphic Modelling

●

Block Modelling

●

Quality

●

Open Cut Mine Design

●

Underground Coal Mine Design

●

Mine Surveying

●

Reserves

●

Haul Road Design

●

Drill & Blast Design

●

Dragline Modelling

●

Scheduling

●

Truck Route

I - 154