## Identifikasi Peningkatan
Strength Factor Dengan Metode Q-System Pada Terowongan Tambang Bawah Tanah Daerah Perambahan, Kota Sawahlunto,

## Sumatera Barat
(Identification of Strength Factor Improvement Using the Q-System Method in Underground Mining Tunnels in Perambahan Area, Sawahlunto City, West Sumatra)
Pebby Putra Juenda 1* , Harnani 1 , Budhi Setiawan 1 1 Program Studi Teknik Geologi, Universitas Sriwijaya
* Korespondensi E-mail: pebbyputrajuenda112@gmail.com
Abstrak Aktivitas penambangan bawah tanah ( Undergound Mining ) di PT Allied Indo Coal Jaya daerah Perambahan, Kota Sawahlunto memiliki resiko terjadinya subsidence yang disebabkan berkurangnya daya dukung tanah akibat adanya penggalian lubang bukaan tambang bawah tanah. Penggalian lubang bukaan tambang bawah tanah akan mengakibatkan terganggunya kestabilan dari daerah tersebut seperti keruntuhan atap, ambrukan dinding tambang (rib spalling), dan penggelembungan lantai (floor heave). Penelitian ini dilakukan di 2 lokasi penelitian yaitu pada Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C yang bertujuan untuk menentukan rekomendasi sistem penyanggaan pada lubang bukaan tambang bawah tanah ( Tunnel ) dengan menganalisis nilai geomekanika batuan dengan menggunakan metode Rock Tunnelling Quality Index (Q-System) sehingga nilai Strength Factor meningkat . Metode pengumpulan data dilakukan dengan observasi lapangan dan pengujian laboratorium sedangkan pengolahan data menggunakan software Phase 8.0 dengan kriteria keruntuhan Mohr-coulomb. Hasil perhitungan dan pengolahaan data didapatkan nilai Strength Factor pada Tunnel 6 Seam B adalah 1,04 (relatif stabil) dan Tunnel 3 Seam C adalah 0,84 (tidak stabil). Hasil ini menunjukkan Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C harus dilakukan sistem penyanggaan. Setelah dilakukan sistem penyanggaan nilai Strength Factor Tunnel 6 Seam B meningkat menjadi 1,59 (stabil) dan Tunnel 3 Seam C meningkat menjadi 1,63 (stabil).
Kata kunci: Q-System, Geomekanika , Penyangga , Tunnel, Strength Factor

## Abstract
Underground mining activities (Undergound Mining) at PT Allied Indo Coal Jaya Encroachment area, Sawahlunto City has the risk of subsidence due to reduced soil carrying capacity due to excavation of underground mine openings. The excavation of underground mine openings will result in disruption of the stability of the area such as roof collapse, rib spalling, and floor heave. This research was conducted in 2 research locations, namely Tunnel 6 Seam B and Tunnel 3 Seam C which aims to determine the recommendation of a buffer system in underground mine openings (Tunnel) by analyzing the geomechanical value of rocks using the Rock Tunnelling Quality Index (Q-System) method. ) so that the Strength Factor value increases. Data collection methods were carried out by field observation and laboratory testing, while data processing used Phase 8.0 software with Mohr- Coulomb failure criteria. The results of calculations and data processing showed that the Strength Factor value in Tunnel 6 Seam B was 1,04 (relatively stable) and Tunnel 3 Seam C was 0,84 (unstable). These results indicate that Tunnel 6 Seam B and Tunnel 3 Seam C must be supported by a buffer system. After the buffering system was carried out the Strength Factor value of Tunnel 6 Seam B increased to 1,59 (stable) and Tunnel 3 Seam C increased to 1,63 (stable).
Keywords: Q-System, Geomechanics, Buffer, Tunnel, Strength Factor
1. Pendahuluan PT Allied Indo Coal Jaya merupakan salah satu perusahan tambang batubara yang melakukan pertambangan dengan sistem tambang terbuka dan sistem tambang bawah tanah yang berada di daerah Sawahlunto, Sumatera Barat. Industri pertambangan PT Allied Indo Coal Jaya didirikan pada tahun 1985 yang merupakan pertambangan batubara swasta. Kegiatan pertambangan bawah tanah
merupakan metode penambangan dengan segala sesuatu
kegiatan pertambangan dilakukan di bawah tanah menurut Hartman et al. (1987) . Penambangan bawah tanah sangat identik dengan resiko subsidence yang disebabkan oleh berkurangnya daya dukung tanah akibat adanya penggalian menurut Murad dan Ningsi (2018).
Gambar 1. Peta Topografi Pada Lokasi Penelitian.
Penggalian lubang bukaan akan mengakibatkan terganggunya kestabilan dari daerah tersebut seperti keruntuhan atap, ambrukan dinding tambang (rib spalling), dan penggelembungan lantai (floor heave). Hal ini dipengaruhi oleh kondisi geologi (adanya lipatan atau patahan), kondisi air tanah, sifat fisik dan sifat mekanik yang kurang baik dalam hal daya dukung batuan. Pembuatan tunnel pada daerah dengan kondisi batuan yang buruk (very poor) akan rentan terjadinya kegagalan geoteknik jika perencanaan penggalian tidak dilakukan dengan baik.
Potensi terjadi ketidakstabilan disekitar lubang bukaan tambang bawah tanah membutuhkan penanganan khusus, terutama masalah faktor keamanan dan perencanaan penyangga untuk menjamin keselamatan pekerja. Dalam mengidentifikasi nilai kualitas massa batuan dan rekomendasi jenis penyangga yang digunakan pada suatu lubang bukaan tambang dapat dilakukan dengan beberapa metode salah satunya dengan menggunakan metode Rock Tunnelling Quality
Index (Q-System) menurut Barton et al. (1974). Kegiatan penelitian memiliki maksud melakukan analisa geomekanika batuan terhadap kestabilan Tunnel sebagai lubang bukaan pada tambang bawah tanah di tempat penelitian dan analisa sifat fisik batuan dan analisa mekanik batuan yang menentukan nilai nilai kuat tekan (UCS) yang berdasarkan klasifikasi Beniawski (1989) yang selanjutnya nilai tersebut dijadikan parameter yang dimasukkan kedalam metode Rock Tunnelling Quality Index (Q-System). Adapun tujuan untuk menganalisis nilai geomekanika batuan, rekomendasi
penyangga pada Tunnel di lokasi penelitian dan menentukan nilai Strength Factor pada tunnel di daerah penelitian.

## 2. Metode
Penelitian yang dilakukan adalah penelitian terapan ( applied research ) yang memiliki fungsi mencari solusi tentang persoalan dan masalah tertentu dilokasi penelitian dengan tujuan utama yaitu dapat berguna untuk memecah permasalahan yang ada. Pengambilan data dibedakan menjadi data primer yang terdiri dari pengambilan sampel,
dimensi Tunnel, pengukuran Rock Quality Designation (RQD), Jumlah Kekar ( Joint Set Number /Jn), Tingkat Kekasaran Kekar ( Joint Roughness Number /Jr), Alterasi Kekar ( Joint Alteration Number /Ja), Aliran Air Tanah ( Joint Water Reduction Number /Jw) serta Stress Reduction Factor (SRF) dan data sekunder didapatkan dari studi literatur maupun dari pusat informasi yang ada dibagian main planning di perusahaan. Selanjutnya data tersebut diuji dilaboratorium.
Data
uji laboratorium merupakan data geomekanika dari hasil pengambilan sampel dilokasi penelitian dengan pengambilan secara random sampling sesuai dengan ketentuan Greminnger (1982) dengan nilai D/W = 1,0-1,4 dan diperlukan faktor korelasi (P). Pengambilan sampel terdiri sampel Batubara didalam Tunnel 6 pada Seam B dan Tunnel 3 pada Seam C . Sedangkan sampel Batupasir dan Batulanau diambil di lereng sekitar Tunnel lokasi penelitian.
Metode Rock Tunnelling Quality Index ( Q- System ) Klasifikasi massa batuan Rock Tunnelling
Quality Index diperluan untuk pemasangan penyangga pada penggalian bawah tanah. Q- System telah dikembangkan
oleh NGI
( Norwegian Geotechnical Institute ) antara tahun 1971 hingga 1974 Barton et al. (1974) sehingga sering dikenal juga dengan NGI Classification System. Nilai Q memberikan deskripsi dari stabilitas massa batuan pada bukaan bawah tanah, tingginya nilai Q menandakan indikasi batuan tersebut memiliki stabilitas yang baik dan nilai yang rendah menandakan stabilitas yang buruk Barton et al. (1974). Nilai Q didapat dari 6 parameter yang dihitung dengan menggunakan rumus berikut :
Q = ( ��� �� )( �� �� )( �� ��� ) Keterangan :
RQD : Bobot nilai Rock Quality Designation Jn : Bobot nilai Joint Set Number Jr : Bobot nilai Joint Roughness Number Ja : Bobot nilai Joint Alteration Number Jw : Bobot nilat Joint Water Reduction Factor SRF : Bobot nilai Stress Reduction Factor Sistem Penyanggaan Berdasarkan Rekomendasi Q-System Parameter lain untuk menentukan lubang bukaan memerlukan sistem penyanggaan yaitu parameter dimensi ekuivalen (De). Ada 2 faktor lain yang menentukan pendukung dalam desain bukaan bawah tanah dengan persyaratan keselamatan yaitu dimensi terowongan seperti lebar dan ketinggian. Dalam menentukan lubang bukaan tambang bawah tanah perlu atau tidak menggunakan penyangga itu ditentukan terlebih dahulu nilai span maksimum pada lubang bukaan yang diukur panjang scanline yaitu 15 m di Tunnel lokasi penelitian. Adapun perhitungan menggunakan persamaan Barton et al. (1993) yaitu sebaogai berikut:
Bentang Maksimal Tanpa Penyangga= 2(ESR)Q 0,4 Keterangan : ESR = Excavation Support Ratio Q = Nilai Q-System Nilai ESR berhubungan dengan tujuan penggunaan lubang bukaan tersebut dan tingkat keamanan yang diinginkan untuk sistem penyanggaan.
Gambar 2. Kurva Rekomendasi JenisPenyangga Berdasarkan Nilai Q-System Menurut Grimstad & Barton (1993).
Adapun dalam menentukan nilai Strength Factor pada lokasi penelitian dibutuhkan nilai sigma 1 dan sigma 3. Nilai sigma 1 (�1) yang merupakan nilai tegangan mula-mula vertikal (tegangan mayor) sedangkan nilai sigma 3 (�3) merupakan tegangan mula-mula horizontal (nilai tegangan minor). Persamaan yang digunakan untuk menentukan nilai sigma 1 (�1) dan sigma 3 (�3) yaitu menggunakan teori tegangan pembebanan dengan rumus sebagai berikut : � v = � . h � h = 1−� � . � v Keterangan :
� v = Sigma 1 (MPa) h = Kedalaman lapisan (m) � h = Sigma 3 (MPa) v = Poisson Ratio
� = Unit Weight
(MN/m 3 )

## 3. Hasil dan Pembahasan
Dimensi Tunnel
Dimensi Tunnel merupakan pengukuran yang dilakukan di terowongan tambang bawah tanah dengan parameter yang di ukur yaitu lebar lantai ( Floor ), tinggi, dan lebar atap ( Cap ). Pengukuran dimensi Tunnel dilakukan secara langsung dengan menggunakan meteran. Tipe dari penampang terowongan dilokasi penelitian yaitu tipe trapesium. Adapun hasil pengukuran dimensi terowongan pada Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C adalah sebagai berikut:
Tabel 1. Dimensi Tunnel di Lokasi Penelitian
Tunnel Dimensi Tunnel (m) Seam Lebar Lantai ( Floor ) Tinggi Lebar Atap ( Cap ) Tunnel 6 3,0 2,6 2,5 Seam B Tunnel 3 3,9 3,0 2,75 Seam C

## Sifat Fisik Batuan
Sifat fisik batuan ditentukan dari hasil penimbangan berat sampel batuan (Batubara, Batupasir dan Batunalau) yang berbentuk
irregular dengan masing-masing 5 sampel yang ditimbang di neraca dengan ketelitian 0,01 gr dan diambil nilai rata-ratanya.
Tabel 2. Hasil Pengolahan Sifat Fisik Batuan pada Seam B dan Seam C Seam Tunnel Sampel Batuan Parameter Pengujian Unit Weight ( ��/� 3 )
Bobot isi Asli / �� ( ��/�� 3 )
Bobot isi Kering / �� ( ��/�� 3 )
Bobot isi Jenuh / �� ( ��/�� 3 ) Seam B Tunnel 6 Coal 1,24 1,24 1,24 12,16 Sandstone 3,24 3,2 3,26 31,77 Seam C Tunnel 3 Coal 1,32 1,32 1,33 12,94 Siltstone 4,68 4,66 4,70 45,89 Sifat Mekanik Batuan
Selanjutnya dilakukan pengujian sifat mekanik dengan merusak sampel ( destructive test). Pengujian dilakukan dengan alat Point Load Index untuk mendapatkan nilai kuat tekan (UCS), kuat Tarik, kohesi ( c ), sudut geser dalam ( ∅ ) dan
Poissen Ratio. Hasil pengujian akan menjadi parameter untuk membuat model Tunnel yang menjadi data input dalam pengolahan data pada aplikasi Phases2 8,0. Adapun hasil perhitungan sifat mekanik pada Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C terdapat pada Tabel 3.
Tabel 3. Perhitungan Sifat Mekanik Pada Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C Tunnel Sampel No F Is (kg/ �� 2 ) Nilai UCS Kuat Tarik (MPa) Kohesi ( c ) Sudut Geser Dalam ( ∅ ) Poissen Ratio (V) kg/ �� 2 MPa Tunnel 6 Coal 1 1,13 0,68
15,64 1,53 0,161 0,206 48,65 0,2414 2 1,1
0,73 16,79 1,647 3 1,14 0,63 14,49 1,421 4 1,1 0,74 17,02 1,669 5 1,08 0,8 18,4 1,805 Rata-rata 1,11 0,725 16,468 1,6144 Sandstone 1 1,05 1,38 31,74
3,113
0,309 0,395 48,642 0,2415 2 1,03
1,55 35,65 3,496 3 1,09 1,21 27,83 2,731 4 1,03 1,39 31,97 3,136 5 1,06 1,34 30,82 3,023 Rata-rata 1,052 1,374 31,602 3,0998
Tunnel
3
Coal 1 1,1 0,84
19,32
1,895
0,227 0,413 48,684 0,2413 2 1,06
0,87 20,01 1,962 3 1,08 0,94 21,62 2,119 4 1 1,21 27,83 2,73 5 1,06 1,19 27,37 2,684 Rata-rata 1,06 1,01 23,23 2,278 Siltstone 1 1,08 1,63 37,49
3,677
0,432 0,786 48,601 0,2416 2 1,04
2,21 50,83 4,986 3 1,1 1,92 44,16 4,332 4 1,12 1,82 41,86 4,106 5 1,09 2 46 4,512 Rata-rata 1,086 1,916 44,068 4,3226 Hasil pengujian dan pengelolahan data terhadap sampel batuan pada Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C didapatkan nilai UCS pada lokasi penelitian mayoritas tergolong kelas batuan sangat lemah (very weak ) dengan nilai kuat tekan
<5 MPa sebagaimana ditentukan pada Klasfikasi Beniawski (1989).

## Perhitungan Nilai
Q-Sistem Perhitungan Nilai Q-System merupakan dasar dalam analisa kestabilan
Tunnel pada lokasi penelitian yang bertujuan untuk menentukan
rekomendasi penyangga dalam tambang bukaan bawah tanah. Hasil perhitungan nilai Q-Sistem sebagaimana dalam Tabel 4.
Tabel 4. Hasil Perhitungan Nilai Q-System pada Tunnel 6 Seam B dan Tunnel 3 Seam C. Lokasi Penelitian Sampel Batuan Parameter Perhitungan Nilai Q-System Nilai Q-System RQD Jn Jr Ja Jw SRF Seam B Tunnel 6 Coal 98,87% 3,57 1,74 2,01 1,0 15 1,59 Sandstone 99,58% 1,33 3 2,6 1,0 15 5,75 Seam C Tunnel 3 Coal 97,72% 5,26 3 2,06 1,0 15 1,8 Siltstone 99,60% 1,33 3 3 1,0 15 4,99

## Rekomendasi Penyangga
Adapun perhitungan menggunakan persamaan Barton et al. (1993) dan hasil perhitungan bentang maksimum tanpa penyangga terdapat pada Tabel 5 yaitu sebagai berikut. Dari hasil perhitungan span maksimum tanpa penyangga pada Tunnel 6 Seam
B dan Tunnel 3 Seam C didapatkan semua Tunnel di bawah nilai scanline yaitu 15 m. Hal ini mengidentifikasikan bahwa dalam panjang span segitu akan mengalami keruntuhan sehingga harus dilakukan pemasangan penyangga.
Tabel 5. Nilai Span Maksimum Tanpa Penyangga Lokasi Penelitian Sampel Batuan ESR Q Span Maksimal Tanpa Penyangga (m) Seam B Tunnel 6 Coal 2,5 1,59 6 Sandstone 2,5 5,75 10 Seam C Tunnel 3 Coal 2,5 1,8 6,3 Siltstone 2,5 4,99 9,5 Dalam menentukan rekomendasi penyangga diperlukan nilai Q-System dan nilai ekuivalen (De).
Parameter tersebut dimasukkan kedalam kurva Grimstad
& Barton (1993). Dari kurva rekomendasi jenis penyangga pada Gambar 3 dan Gambar 4. Kemudian didapatkan rekomendasi penyangga untuk Tunnel 6 adalah sebagaimana dalam Tabel 6 dan Tunnel 3 pada Tabel 7.
Gambar 3. Kurva Rekomendasi Jenis Penyangga Pada Tunnel 6 Berdasarkan Nilai Q-System .

## Tabel 6. Rekomendasi Penyangga
Tunnel 6 Pada Seam B
Lokasi Penelitian Nilai Q De Kelas Batuan Tebal Shotcrete (mm) Spasi Rockbolt Inhotcret Area (m) Spasi Rockbolt Unshotcrete (m) Panjang Rockbolt Tunnel 6 Coal 1,59 6 Poor 49 1,82 1,34 2,5 Sandstone 5,75 6 Fair 40 2,18 1,65 2,5 Berdasarkan kurva rekomendasi penyangga
Tunnel 6 diatas dengan nilai Q-System Batubara 1,59 serta dimensi ekuivalen sebesar 6 dengan kelas batuan buruk ( poor ). Dalam rekomendasi penyangga yang digunakan adalah pemasangan rockbolt tanpa menggunakan shotcrete yang direkomendasikan pemasangan rockbolt sepanjang 2,5 m dengan jarak antar rockbolt
1,34 m. Adapun untuk nilai Q-System Batupasir yaitu 5,75 serta dimensi ekuivalen sebesar 6 dengan kelas batuan lumayan ( fair ). Dalam rekomendasi penyangga yang digunakan yaitu pemasangan rockbolt tanpa menggunakan shotcrete direkomendasikan pemasangan rockbolt sepanjang 2,5 m dengan jarak antar rockbolt 1,65 m.
Gambar 4. Kurva Rekomendasi Jenis Penyangga Pada Tunnel 3 Berdasarkan Nilai Q-System.
Tabel 7. Rekomendasi Penyangga Tunnel 3 Pada Seam C Lokasi Penelitian Nilai Q De Kelas Batuan Tebal Shotcrete (mm) Spasi Rockbolt Inhotcret Area (m) Spasi Rockbolt Unshotcrete (m) Panjang Rockbolt Tunnel 3 Coal 1,8 6 Poor 50 1,80 1,35 2,5 Siltstone 4,99 6 Fair 41 2,15 1,60 2,5 Dari kurva diatas, rekomendasi penyangga untuk Tunnel 3 yaitu nilai Q-System Batubara 1,80 serta dimensi ekuivalen sebesar 6 dengan kelas batuan buruk ( poor ). Dalam rekomendasi penyangga yang digunakan yaitu pemasangan rockbolt tanpa menggunakan shotcrete yang direkomendasikan pemasangan rockbolt sepanjang 2,5 m dengan jarak antar rockbolt 1,35 m. Adapun untuk nilai Q-System Batulanau yaitu 4,99 serta dimensi ekuivalen sebesar 6 dengan kelas batuan lumayan ( fair ). Dalam rekomendasi penyangga yang digunakan yaitu
pemasangan rockbolt tanpa menggunakan shotcrete yang direkomendasikan pemasangan rockbolt sepanjang 2,5 m dengan jarak antar rockbolt 1,60 m.
Peningkatan Nilai Strength Factor Dalam menentukan nilai Strength Factor pada tiap-tiap
lokasi penelitian menggunakan shoftware Phase2 8,0 dengan kriteria Mohr- Coulumb . Adapun parameter-parameter yang diinput sebagaimana yang terdapat pada Tabel 8 berikut.
Tabel 8. Data Input dalam Software Phase2 8.0 Lokasi Penelitian Litologi Kuat Tarik (Mpa) Kohesi ( c ) Sudut Geser Dalam ( ∅ ) Poissen Ratio (v) Modulus young (Mpa) Unit Weight ( ��/� 3 ) Sigma 1 Sigma 3 Seam B Tunnel 6 Coal 0,161 0,206 48,65 0,2414 11,66 0,1216 0,863 0,274 Sandstone 0,309 0,395 48,642 0,2415 17,90 0,3177 Seam C Tunnel 3 Coal 0,227 0,413 48,684 0,2413 12,16 0,1294 1,035 0,329 Siltstone 0,432 0,786 48,601 0,2416 17,07 0,4589
Setelah data pada Tabel 8 di atas diinput dalam aplikasi Phase2 8,0 berhasil. Selanjutnya dapat memasukkan data dari rekomendasi penyangga supaya nilai
Strength Factor mengalami peningkat yang artinya kondisi Tunnel menjadi stabil. Adapun hasil pemodelan kestabilan Tunnel pada Seam B dan Seam C untuk nilai
Strength Factor adalah sebagai berikut.
a b
Gambar 5. Hasil analisa Kestabilan Terowongan: (a) Tunnel 6, dan (b) Tunnel 3.
Dari gambar diatas, hasil analisa pada Tunnel 6 didapatkan nilai Strength Factor tanpa menggunakan rekomendasi penyanggaan memiliki nilai kisaran 0,26 sampai 1,3 dengan nilai rata-rata nilai sebesar 1,04 (relatif stabil = 1– 1,25) dengan kondisi dinding bagian tengah Tunnel 6 rawan ambrukan ( ribspalling ) dan keruntuhan atap. Maka, untuk meningkatkan nilai kestabilan Tunnel 6 dapat diberi support yang berdasarkan rekomendasi Q-System yaitu pemberian panjang rockbolt 2,5 meter dengan spasi antar rockbolt 1,34 meter. Adapun untuk nilai Strength Factor
setelah dilakukan pemasangan penyangga didapatkan peningkatan dari rata-rata 1,04 menjadi 1,59 dengan kisaran nilai 1,3 sampai 2,09.
Sedangkan, hasil analisa pada Tunnel 3 didapatkan nilai Strength Factor tanpa menggunakan rekomendasi penyanggaan memiliki nilai kisaran 0,26 sampai 1,3 dengan nilai rata-rata nilai sebesar 0,84 (tidak stabil=< 1) dengan kondisi dinding bagian tengah beresiko ambrukan ( ribspalling ) dan keruntuhan atap. Maka, untuk untuk meningkatkan nilai kestabilan Tunnel 3 dapat diberi support yang berdasarkan
rekomendasi Q-System yaitu panjang rockbolt 2,5 meter dengan spasi antar rockbolt 1,35 meter. Adapun untuk nilai Strength Factor setelah dilakukan pemasangan penyangga meningkat dari rata-rata 0,84 menjadi 1,63 dengan kisaran nilai 1,3 sampai 1,83

## 4. Kesimpulan
Dari hasil perhitungan Q-System pada Tunnel 6 Seam B nilai sampel Batubara yaitu 1,59 dengan kelas batuan poor (buruk) dan sampel Batupasir adalah 5,75 dengan kelas batuan fair sedangkan pada Tunnel 3 Seam C sampel Batubara yaitu 1,8 kelas batuan poor (buruk) dan sampel Batulanau adalah 4,99 kelas batuan fair. Dalam perhitungan span maksimum tanpa penyangga didapatkan semua Tunnel nilainya dibawah panjang scanline 15 meter dengan rincian Tunnel 6 yaitu 6 meter dan Tunnel 3 yaitu 6,3 meter sehingga perlu dilakukan sistem penyanggaan. Rekomendasi penyanggaannya yaitu pada Tunnel 6 Seam B pemasangan rockbolt sepanjang 2,5 m dengan jarak spasi 1,34 m sedangkan pada Tunnel 3 Seam C yaitu
pemasangan rockbolt sepanjang 2,5 m dengan jarak spasi 1,35 m. Setelah dilakukan penyanggaan, nilai Strength Factor pada tiap Tunnel mengalami peningkatan yaitu pada Tunnel 6 Seam B sebelumnya 1,04 (relatif stabil) menjadi 1,59 (stabil) dan Tunnel 3 Seam C sebelumnya 0,84 (tidak stabil menjadi 1,63 (stabil).
Ucapan Terimakasih Ucapan terima kasih penulis sampaikan kepada dosen pembimbing ibuk Harnani, S.T., M.T. sekaligus dosen pembimbing akademik dan Bapak Budhi Setiawan, S.T., M.T., Ph.D. yang senantiasa menberikan dukungan dalam bentuk saran dan arahan dalam proses pengerjaan publikasi ilmiah ini. Serta penulis mengucapkan terima kasih kepada seluruh pihak yang telah berkontribusi dalam melancarkan penelitian ini.

## Daftar Pustaka
Barton, N. R., Lien, R. and Lunde, J., 1974. Engineering classification of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mech. 6(4), 189-239 .
Barton, L., 1993. Crisis in Organizations: Managing and Communications in the Heat of Chaos. Cincinnati: South- Western Publishing. Bieniawski, Z., T., 1989. Engineering Rock Mass Classifications. Wiley: New York. Hal: 272.
Federico, A. and G. Elia, G., 2009. At-Rest Earth Pressure Coefficient And Poisson's Ratio In Normally Consolidated Soils Les Coefficients, Proceedings Of The International Conference On Soil Mechanics And Geotechnical Engineering, Page 7 – 10. Greminger, M., 1982. Experimental studies of the influence of rock anisotropy on size and shape effects
in point load testing.
International Journal of Rock Mechanics and Mining Science & Geomechanics Abstract, 19, hal. 241-246.
Grimstad, E. and Barton, N., 1993. Updating the Q-System for NMT. Proceedings of the International Symposium on Spray Concrete, Fagernes, 22-26 October 1993, 46-66.
Hartmann, H. T., Kester. D. E., & Davies, R. T., 1997. Plant propagation. Principles and practices. Englewood Cliffs, New Yersey: Regent Prentice Hall.
Irwandi, A., 2016, Geoteknik Tambang, PT. Gramedia Pustaka Utama, Jakarta.
Murad dan Indah, S. N., 2018. Analisis Kuat Tekan Terhadap Waktu Stand Up C1-G Pertambangan Bawah Tanah PT. Nusa Alam Lestari, Sawahlunto, Sumatra Barat.
Nata, R. A. dan Murad, 2017, Stand Up Time In Tunnel Base On Rock Mass Ratting Bieniawski 1989, AIP Proceedings, Page 1 – 8.
Pribadi, R., S., dan Hariyadi, S., 2015. Kajian Geologi Teknik Pada Rencana Pembuatan Tunnel Tambang Bawah Tanah, Kalimantan Timur: Universitas Kutai Kartanegara, Page 57 – 66.
Putra, F. A. T., Singgih S. dan Peter E. R., 2015. Kajian Geoteknik Terhadap Rancangan Penambangan Batubara Bawah Tanah Metode Shortwall Di CV. Artha Pratama Jaya Kecamatan Muara Jawa Kabupaten Kutai Kartanegara Provinsi Kalimantan Timur, Yogyakarta: UPN, Page 37 – 45.
Rahman, A. dan Muhyiddin, F., N., 2018. Uji Laboratorium Mekanika Batuan Menggunakan Metode Unconfined Compressive Strength (UCS) Pada Batuan Inti (CORE) Batu Pasir, Balongan Indramayu, AKAMIGAS, Page 35 – 41.