Steinschlagsimulation in Gebirgswäldern

Steinschlagsimulation in Gebirgswäldern 

Validierung und Anwendung eines 3D Modells zur 

Quantifizierung der Schutzwirkung von Wald 

Diplomarbeit 

der Philosophisch-naturwissenschaftlichen Fakultät 

der Universität Bern 

vorgelegt von 

Roderick Kühne 

2005 

Leiter der Arbeit: 

Prof. Dr. Hans Kienholz 

Geographisches Institut der Universität Bern

VORWORT UND DANK 

„Ich bin Geograph“, sagte der alte Herr. 

„Was ist das, ein Geograph?“ 

„Das ist ein Gelehrter, der weiss, wo sich 

die Meere, die Ströme, die Städte, die 

Berge und die Wüsten befinden.“ 

„Das ist sehr interessant“, sagte der kleine 

Prinz. „Endlich ein richtiger Beruf!“ 

Aus: „Der Kleine Prinz“ von Antoine de Saint-Exupéry 

(Saint-Exupéry, 1950) 

Wer im Gebirge unterwegs ist, kennt die Gefahr von plötzlich auftretendem Steinschlag. Mit Helm 

und dem Vermeiden gefährdeter Routen versucht der Berggänger, sich zu schützen. Das 

Bedürfnis nach Schutz trifft nicht nur für den Einzelnen, sondern für die gesamte Bevölkerung im 

Alpenraum zu. Sie war und ist gezwungen, aufgrund der ständigen Bedrohung durch 

Naturgefahren sinnvolle Strategien im Umgang mit dem Risiko zu entwickeln. Dazu gehören – 

analog zum Verhalten des Einzelnen – das Vermeiden potentiell gefährdeter Räume und 

Massnahmen zum Schutz gegen gefährliche Prozesse. Die Reaktion auf die Bedrohung ist ein 

Produkt aus historischen Erfahrungen, kulturellen Werten und ökonomischen Möglichkeiten, sie 

ist Teil der Beziehung Mensch – Umwelt. Durch das Studium der Geographie konnte ich mich 

intensiv mit den unterschiedlichen Aspekten der Wechselwirkung zwischen menschlichen 

Handlungen und naturräumlicher Umgebung befassen. Die Wahl des Schwerpunktthemas 

„Naturgefahren und Risikomanagement“ bot mir die Gelegenheit, geomorphologische Prozesse 

in Relevanz zu menschlichen Handlungen zu setzen. Im Berggebiet aufgewachsen und in der 

Freizeit regelmässig in den Bergen unterwegs, ist es gerade diese Region, die mich seit jeher 

durch das Spannungsfeld zwischen Nutzungsmöglichkeiten und Naturgefahren fasziniert. 

Mit der Ausarbeitung meiner Diplomarbeit „Steinschlagsimulation in Gebirgswäldern“ in der 

Gruppe für angewandte Geomorphologie und Naturrisiken (AGNAT) erhielt ich Gelegenheit, mich 

intensiv mit dem Themenbereich Steinschlag, Modellierung und Waldwirkung zu befassen. 

Neben Feldarbeiten sowie der Entwicklung und Anwendung verschiedener Methodensets bot 

meine Fragestellung die Möglichkeit, mir bezüglich GIS und Modellierung vertiefte Kenntnisse 

anzueignen. Auch konnte ich durch die Zusammenarbeit mit verschiedenen Personen und 

Forschungsinstituten für meine Zukunft enorm profitieren. 

Während dem letzten Jahr hat es immer wieder Momente gegeben, die ich ohne Hilfe nicht hätte 

überwinden können. Aus diesem Grund möchte ich mich bei allen Personen herzlich bedanken, 

die zum Gelingen dieser Arbeit beigetragen haben. 

Ich danke Herrn Prof. Dr. Hans Kienholz ganz herzlich für die Unterstützung und das mir 

entgegengebrachte Vertrauen. Er hat mir als Leiter der Arbeit die Möglichkeit zu selbstständigem 

Arbeiten und eigenen Ideen geboten, war aber als Ansprechsperson jederzeit zu Hilfeleistungen 

bereit. 

André Wehrli von der WSL hat mich als Betreuer in allen Belangen unterstützt und meine Arbeit 

in eine gute Richtung gelenkt, er hat entscheidend zum Gelingen beigetragen. Für seine Hilfe, 

I

sowohl hinsichtlich Modellierung und softwaretechnischer Probleme, als auch für Anregungen in 

methodischen Fragen und seine mentale Unterstützung danke ich André ganz herzlich. 

Ein weiteres Dankeschön geht an Simone Perret vom Geographischen Institut der Uni Bern, die 

mich neben ihrer Dissertation mit vielen Tipps sowie Daten des Testgebiets Diemtigtal unterstützt 

hat. Dr. Luuk Dorren vom CEMAGREF in Grenoble danke ich für die Bereitstellung des Modells 

und die wichtigen Hilfeleistungen in Modellierungsfragen. Für die zur Verfügung gestellten Daten, 

die vielen wertvollen Anregungen bezüglich Testgebiet Täschgufer und seine moralische 

Unterstützung danke ich Markus Stoffel vom Geographischen Institut der Université de Fribourg 

ganz herzlich. 

Im Rahmen eines Forschungspraktikums haben mich Monika Fässler und Catherine Berger bei 

der Feldarbeit unterstützt. 

Methodische Unterstützung oder Material habe ich von Michelle Bollschweiler von der Uni 

Fribourg, Riet Gordon vom Amt für Wald Graubünden sowie Pat Thee und Christoph Angst von 

der WSL erhalten. 

Mit Conny Hett durfte ich lustige Feldtage und gegenseitige Unterstützung bei der Ausarbeitung 

der Seminararbeit zur Erstellung des digitalen Höhenmodells Täschgufer geniessen. Danke für 

den Einsatz und die gemeinsam generierten Daten. 

Bernhard Krummenacher und Robert Pfeifer von der GEOTEST AG in Zollikofen danke ich ganz 

herzlich für die Zusammenarbeit und die wertvollen Anregungen für die Herstellung des digitalen 

Höhenmodells Täschgufer. 

Für die vielen wertvollen Gespräche danke ich den Mitgliedern der AGNAT ebenso wie für die 

Kaffepausen, Grillabende und lustigen Bildli, wenn mal wieder nichts gehen wollte. Warin 

Bertschi und Eva Gertsch ein besonderers Dankeschön für die vielen hilfreichen Tipps und 

Diskussionen. 

Ohne die Stipendienunterstützung des Kantons Graubünden wäre mir der Abschluss des 

Studiums nicht möglich gewesen, für diese Möglichkeit möchte ich mich herzlich bedanken. 

Madleina danke ich von Herzen für ihre stete moralische Unterstützung und ihr grenzenloses 

Verständnis. Merci. 

Meine Mutter Elisabeth hat durch ihre jahrelange tatkräftige Unterstützung einen entscheidenden 

Anteil am erfolgreichen Abschluss der Arbeit. Auch dem Rest meiner Familie danke ich herzlich 

für die Hilfe. 

Ohne Salsiz und Kartoffeln vom Biohof La Sorts in Filisur wäre ich während der Diplomarbeit 

verhungert, danke Sabina und Marcel. 

Und natürlich war ich auf die vielen schönen Stunden mit Freunden und ihre Unterstützung 

angewiesen. Meinen Bergkameraden danke ich für die unvergesslichen Stunden, die wieder 

Kraft für den Büroalltag gegeben haben. 

Bern, im Mai 2005 Roderick Kühne 

II

ZUSAMMENFASSUNG 

Die Überlagerung von Steinschlag-Prozessräumen und Gebieten mit Schadenpotential führt zu 

einer Risikosituation, der mit verschiedenen Schutzstrategien zu begegnen versucht wird. Im 

Sinne eines integralen Risikomanagements finden vermehrt computergestützte 

Berechnungsverfahren zur Simulation der Prozessausprägungen Anwendung. Der praktische 

Einsatz sogenannter Prozessmodelle erfordert aber zuverlässige Modellresultate mit hohen 

Genauigkeiten. Diese sind nur durch eingehende Modellvalidierungen anhand von real 

beobachteten Steinschlagereignissen zu erreichen. Das neu entwickelte, dreidimensionale 

Steinschlagmodell ROCKYFOR (Dorren, 2003) verspricht durch Einzelbaumbezug die 

realistische Berücksichtigung von Waldbeständen und damit hohe Simulationsgenauigkeiten 

auch in bestockten Gebieten. 

In vorliegender Arbeit wird das Steinschlagmodell ROCKYFOR getestet und seine Fähigkeit zur 

adäquaten Abbildung von realen Steinschlagprozessen beschrieben. Das Ziel dieser Arbeit ist 

die Validierung des Modells anhand von empirischen Daten aus drei ausgewählten 

Untersuchungsgebieten in den Schweizer Alpen. Durch den Vergleich der Simulationsresultate 

mit real beobachteten Steinschlagkennwerten werden Aussagen bezüglich Anwendbarkeit und 

Genauigkeit des Modells generiert. Die Abbildung der natürlichen Prozessdynamik anhand 

ausgewählter Feldaufnahmen ist dafür ebenso nötig wie die Erhebung der massgebenden 

Modelleingangsparameter. In einem zweiten Schritt findet das Modell in der Analyse der 

Schutzwirkung von Wald eine Anwendung. Durch den Vergleich der Szenarien „mit Wald“ und 

„ohne Wald“ wird die Waldwirkung in den drei Gebieten untersucht, nachgewiesen und beziffert. 

Als Untersuchungsgebiete sind ein Perimeter unterhalb des Schwarzenberges im Diemtigtal, der 

Stotzigwald im Reusstal und das Täschgufer im Mattertal ausgewählt worden, wo sich 

regelmässiger Steinschlag anhand von rezenten Trajektorien, Baumtreffern und Akkumulationen 

von Sturzmaterial manifestiert. 

Die relevanten Modelleingangsparameter wurden im Sommer 2005 in allen drei Gebieten mit 

Hilfe einer standardisierten Aufnahmemethodik erfasst und kartiert. Gleichzeitig wurden auf 

ausgewählten Testkreisen die Baumdurchmesserverteilung sowie Grösse, Anzahl und Höhe 

steinschlagbedingter Baumschäden erhoben. Dadurch konnten Vergleichsdatensätze aus 69 

Testkreisen und mehr als 1200 untersuchten Bäumen geschaffen werden. Die erhobenen Daten 

wurden digitalisiert und in ein Rasterformat konvertiert. Für jedes Gebiet wurde ein digitales 

Höhenmodell erstellt, wobei verschiedene räumliche Auflösungen gewählt wurden. Für die drei 

Gebiete wurden in wiederholten Modelldurchläufen verschiedene Steingrössen, 

Ausbruchsgebiete, Waldbestände und Oberflächenausprägungen simuliert. 

Neben einer qualitativen Bewertung wurden die modellierten mit den empirischen Werten 

quantitativ verglichen, um Aussagen zur Modellgenauigkeit zu formulieren. Die Diffferenz 

zwischen Modell und Felddaten lässt Aussagen bezüglich Modellfehler zu, also zur Abweichung 

gegenüber der Realität. Untersucht wurden die Trajektorienhäufigkeit und die mittlere 

Sprunghöhe. Mittels räumlicher Analyse konnte für jede Rasterzelle mit Werten aus beiden 

Datensätzen die Differenz gebildet werden, was die Formulierung von Fehlermassen ermöglicht. 

In einer Modellanwendung wurden die Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ qualitativ und 

quantitativ verglichen, um die Schutzwirkung des Waldes zu analysieren. Mittels verschiedener 

Evaluationszonen wurde die räumliche Differenzierung der Schutzeffektes untersucht. 

Die Simulationsresultate weisen mit einem mittleren Fehler von 0% bezüglich der räumlichen 

Sturzbahnverteilung eine sehr hohe Übereinstimmung mit den empirischen Daten auf. Die 

Genauigkeit der Sprunghöhenmodellierung ist mit mittleren Fehlern von bis zu +/-230% 

II

INHALTSVERZEICHNIS 

unbefriedigend. ROCKYFOR ist auch für bewaldete Gebiete in der Lage, die räumliche 

Ausprägung des realen Prozessgeschehens sehr genau widerzugeben. Im Gegensatz dazu sind 

die Modellberechnungen der mittleren Sprunghöhen deutlich ungenauer. Die Ursache dafür wird 

eher in Mängeln der Eingangsdaten als im Modell selber vermutet. Es scheint realistisch, mit 

hochaufgelösten Inputdaten wie Laserscan-Höhenmodellen sowie genau identifizierten 

Ausbruchsgebieten mit exakten Ausbruchshöhen die Qualität der Modellberechnungen erheblich 

zu verbessern. Zusätzlich wird die Verwendung von dendrogeomorphologischen Methoden zur 

Vermeidung von Fehlern in den Validierungsdatensätzen vorgeschlagen. 

In den untersuchten Gebieten kann der Schutzeffekt des Waldes mittels des Szenarienvergleichs 

nachgewiesen werden. Ohne Bestockung müsste beispielsweise im Diemtigtal mit bis zu acht 

mal mehr Steindurchgängen gerechnet werden. Aufgrund der guten Modellresultate für die 

räumliche Trajektorienverteilung stellt ROCKYFOR ein brauchbares Hilfsmittel zur Analyse der 

Schutzfunktion von Beständen dar. 

Mit dem Ansatz der Arbeit wurde versucht, einen Beitrag zur Modellierung von Steinschlag in 

bewaldeten Gebieten zu leisten. Mit der Erarbeitung einer Validierungsmethodik und der 

Formulierung von Modellgenauigkeiten können der Praxis Hilfsmittel zur Beurteilung der 

Simulationsresultate bereitgestellt werden. Das Verbesserungspotential von ROCKYFOR konnte 

aufgezeigt werden. Nicht zuletzt konnte auf das Potential von Laserscan-Datensätzen 

eingegangen und eine fehlerfreie Anwendung gezeigt werden. 

III



VORWORT UND DANK........................................................................................................................I 

ZUSAMMENFASSUNG........................................................................................................................II 

INHALTSVERZEICHNIS......................................................................................................................IV 

ABBILDUNGSVERZEICHNIS..............................................................................................................VII 

TABELLENVERZEICHNIS...................................................................................................................XI 

1 EINLEITUNG ..............................................................................................................................1 

1.1 Ausgangslage.................................................................................................................1 

1.2 Problemstellung..............................................................................................................2 

1.3 Zielsetzung und Arbeitsaufbau.......................................................................................2 

1.4 Fragestellungen..............................................................................................................3 

2 THEORETISCHE GRUNDLAGEN...................................................................................................3 

2.1 Stein- und Blockschlag...................................................................................................3 

2.1.1 Sturzprozesse....................................................................................................3 

2.1.2 Definition Steinschlag ........................................................................................3 

2.1.3 Räumliche Gliederung .......................................................................................4 

2.1.4 Mechanik ...........................................................................................................5 

2.1.5 Geologie ............................................................................................................7 

2.1.6 Verwitterung.......................................................................................................8 

2.1.7 Auslösung ..........................................................................................................8 

2.1.8 Blockeigenschaften............................................................................................9 

2.1.9 Hangneigung ...................................................................................................10 

2.1.10 Relief ..............................................................................................................10 

2.1.11 Oberflächenrauhigkeit ....................................................................................11 

2.1.12 Dämpfung des Untergrundes .........................................................................11 

2.1.13 Vegetation ......................................................................................................11 

2.1.14 Anthropogene Einflüsse .................................................................................14 

2.2 Schutzwald ...................................................................................................................15 

2.2.1 Bruchfestigkeit von Holz ..................................................................................15 

2.2.2 Dynamik des Gesamtbaumes..........................................................................15 

2.2.3 Waldbauliche Ansätze .....................................................................................16 

3 UNTERSUCHUNGSGEBIETE ......................................................................................................17 

3.1 Diemtigtal DT................................................................................................................18 

3.2 Stotzigwald SW ............................................................................................................21 

3.3 Täschgufer TG .............................................................................................................24 

4 METHODEN .............................................................................................................................29 

4.1 Feldaufnahmen ............................................................................................................29 

4.1.1 Diskussion Feldaufnahmen .............................................................................30 

4.2 Komplementäre Datenquellen......................................................................................32 

4.2.1 Digitales Höhenmodell DHM............................................................................32 

4.2.2 Bestandesinformationen aus Orthofotos .........................................................32 

4.2.3 Diskussion Komplementäre Datenquellen.......................................................34 

4.3 Datenaufbereitung........................................................................................................34 

4.4 Methodik der Modellvalidierung....................................................................................36 

4.4.1 Qualitative Modellvalidierung...........................................................................36 

IV


4.4.2 Quantitative Modellvalidierung 1: Vergleich der Trefferverteilung ................... 36 

4.4.3 Quantitative Modellvalidierung 2: Vergleich mittlere Sprunghöhen ................. 38 

4.5 Methodik Analyse der Waldwirkung ............................................................................. 39 

4.5.1 Qualitative Analyse der Waldwirkung .............................................................. 39 

4.5.2 Quantitative Analyse der Waldwirkung............................................................ 39 

5 STEINSCHLAGMODELLIERUNG ROCKYFOR............................................................................ 43 

5.1 Steinschlagmodell ROCKYFOR................................................................................... 43 

5.1.1 Datenauflösung und Rastergrösse .................................................................. 45 

5.1.2 Eingangsdaten des Modells ............................................................................ 46 

5.1.3 Ausgabedaten des Modells ............................................................................. 50 

5.1.4 Modellübersicht ............................................................................................... 52 

5.2 Modellierung................................................................................................................. 53 

5.2.1 Eingangsdaten Diemtigtal................................................................................ 53 

5.2.2 Eingangsdaten Stotzigwald ............................................................................. 53 

5.2.3 Eingangsdaten Täschgufer.............................................................................. 54 

5.2.4 Diskussion Eingangsdaten .............................................................................. 55 

5.3 Simulationseinstellungen ............................................................................................. 55 

5.4 Diskussion ROCKYFOR .............................................................................................. 57 

6 MODELLVALIDIERUNG – RESULTATE UND INTERPRETATION ..................................................... 59 

6.1 Qualitative Modellvalidierung ....................................................................................... 59 

6.1.1 Qualitative Modellvalidierung Diemtigtal.......................................................... 59 

6.1.2 Qualitative Modellvalidierung Stotzigwald ....................................................... 62 

6.1.3 Qualitative Modellvalidierung Täschgufer........................................................ 64 

6.1.4 Fallbeispiele qualitativer Modellbewertungen.................................................. 66 

6.2 Quantitative Modellvalidierung ..................................................................................... 68 

6.2.1 Quantitative Validierung Trefferverteilung ....................................................... 68 

6.2.2 Quantitative Validierung mittlere Sprunghöhen ............................................... 71 

6.3 Zusammenfassung der Resultate ................................................................................ 72 

6.3.1 Zusammenfassung qualitative Resultate......................................................... 72 

6.3.2 Zusammenfassung quantitative Resultate ...................................................... 72 

6.4 Diskussion der Resultate ............................................................................................. 73 

6.4.1 Diskussion Verteilung der Baumtreffer ............................................................ 73 

6.4.2 Diskussion Mittlere Sprunghöhen.................................................................... 73 

7 ANALYSE DER WALDWIRKUNG – RESULTATE UND INTERPRETATION ........................................ 77 

7.1 Vergleich der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“.................................................. 77 

7.1.1 Qualitativer Szenarienvergleich Diemtigtal...................................................... 78 

7.1.2 Qualitativer Szenarienvergleich Stotzigwald ................................................... 81 

7.1.3 Qualitativer Szenarienvergleich Täschgufer.................................................... 83 

7.2 Evaluationszonen......................................................................................................... 86 

7.2.1 Evaluationszone 1 ........................................................................................... 86 




7.3 Zusammenfassung der Resultate ................................................................................ 98 

7.4 Diskussion Analyse der Waldwirkung .......................................................................... 98 

8 SYNTHESE ............................................................................................................................ 101 

8.1 Erkenntnisse der Modellvalidierung und Evaluation der Zielsetzungen..................... 101 

8.2 Erkenntnisse aus der Analyse der Waldwirkung und Evaluation der Zielsetzungen . 102 

8.3 Relevanz für die Praxis .............................................................................................. 102 

8.4 Ausblick...................................................................................................................... 103 

V


9 LITERATURVERZEICHNIS........................................................................................................105 

9.1 Zitierte Literatur ..........................................................................................................105 

9.2 Ergänzende Literatur..................................................................................................110 

10 ANHANG ...............................................................................................................................111 

VI

ABBILDUNGSVERZEICHNIS 

Abbildung 2-1: Räumliche Differenzierung des Steinschlaghanges: Die Teilbereiche 

Ablösung, Transit und Ablagerung und das daraus resultierende 

Pauschalgefälle (Konzept Gsteiger, 1989; Skizze nach: Schneuwly, 2003) ...... 4 

Abbildung 2-2: Stark aufgelockertes, anstehendes Felsband als Ausbruchsgebiet (Foto: 

T. Lauber)........................................................................................................... 7 

Abbildung 2-3: Steiles Schichtfallen mit fortgeschrittener Reduktion der 

Verbandsfestigkeit (Foto: T. Lauber) ................................................. 7 

Abbildung 2-4: Hauptachsen (Kienholz, 2002) ........................................................................... 9 

Abbildung 2-5: Sprunghöhe: Werte vor (1) und nach (2) dem Absatz, beobachtete 

Baumtrefferhöhe (nach: Schneuwly 2003) ....................................................... 10 

Abbildung 2-6: Grosse Effizienz von Wald im Ausbruchsgebiet: Rückhalt eines 

Grossblocks von ca. 13m 3 (Foto: R. Kühne) .................................................... 12 

Abbildung 2-7: Wurzeldruck und Übertragung von Kräften von der Baumkrone auf den 

Gesteinsverband (Foto: R. Kühne)................................................................... 12 

Abbildung 2-8: Waldwirkung in der Transitzone (Foto: R. Kühne)............................................ 13 

Abbildung 2-9: Steinrückhalt durch Strauchvegetation (Foto: R. Kühne) ................................. 13 

Abbildung 2-10: Bremsende Wirkung von liegendem Totholz (Foto: R. Kühne) ........................ 13 

Abbildung 2-11: Bremswirkung kleiner Bäume (Foto: S. Perret) ................................................ 13 

Abbildung 2-12: Gestoppter Grossblock (Foto: M. Stoffel) ......................................................... 13 

Abbildung 2-13: Schutzdamm oberhalb Täsch (Foto: M. Stoffel) ............................................... 14 

Abbildung 2-14: Auffangnetze und Block über der Autobahn A2 (Foto: R. Kühne).................... 14 

Abbildung 3-1: Geographische Lage der Testgebiete ( nach: Educeth, 2005)......................... 17 

Abbildung 3-2: Ausschnitt der Landeskarte 1:25`000: Blatt 1227 (LT 1993) mit 

eingezeichnetem Testgebiet DT....................................................................... 18 

Abbildung 3-3: Schwarzenberg von Süden: Rot markiertes Testgebiet (Foto: 

M. Baumgartner)............................................................................................... 19 

Abbildung 3-4: Relief Diemtigtal: gleichförmige Neigung und schwache Ausprägung des 

Mikroreliefs (Foto: R. Kühne)............................................................................ 19 

Abbildung 3-5: Aktives Entstehungsgebiet Diemtigtal: Frische Ausbruchsstellen im 

nordwestlichen Bereich (Foto: R. Kühne)......................................................... 20 

Abbildung 3-6: Akkumulation von abgelagertem Steinschlagmaterial im südwestlichen 

Bereich (Foto: R. Kühne).................................................................................. 20 

Abbildung 3-7: Ausschnitt der LK 1:25`000: Blatt 1212 (LT 1985) mit eingezeichnetem 

Testgebiet SW .................................................................................................. 21 

Abbildung 3-8: Unregelmässiges Relief und deutliche Steinschlagspuren: Hang oberhalb 

der Autobahn A2 (Foto: R. Kühne) ....................... 22 

Abbildung 3-9: Oberflächenrauhigkeit im Stotzigwald: Grobe Sturzschuttablagerungen, 

Gebüsch und liegende Stämme erhöhen die Rauhigkeitswerte 

(Foto: R. Kühne) ............................................................................................... 22 

Abbildung 3-10: Aktives Entstehungsgebiet im Stotzigwald: Bestockter Bereich mit 

hängenden Paketen und frischen Ausbruchsspuren (Foto: 

R.Kühne) .......................................................................................................... 23 

Abbildung 3-11: Baumfreie Steinschlagrinne im Stotzigwald: Bevorzugter Transitbereich 

(Foto: R. Kühne) ............................................................................................... 23 

Abbildung 3-12: Ausschnitt der LK 1:25`000: Blatt 1328 (LT 1995) mit eingezeichnetem 

Testgebiet TG................................................................................................... 24 

Abbildung 3-13: Bergsturzmaterial durchsetzt von Totholz (Foto: M. Stoffel) ............................ 26 

Abbildung 3-14: Trockenschuttkegel Täschgufer: Steinschlag- und Murgangaktivität (Foto: 

M. Stoffel) ......................................................................................................... 26 

Abbildung 3-15: Testgebiet Täschgufer: Flächige Schuttakkumulationen (Foto: T. Lauber)...... 27 

Abbildung 3-16: Ausbruchsgebiet Täschgufer: Starke Auflockerung und grosse 

Kluftweiten (Foto: T. Lauber) ............................................................................ 27 

VII


Abbildung 4-1: Kartierung von Polygonen gleicher Eigenschaft ...............................................30 

Abbildung 4-2: Aufnahme von Baumschäden und BHD-Werten (Foto: M. Fässler).................30 

Abbildung 4-3: Fotodokumentation von Blöcken, Schäden und Gelände (Foto: C. Berger).....30 

Abbildung 4-4: 3D-Darstellung DHM Diemtigtal mit Perimeter (DTM-AV © 2004 

Swisstotpo; Swisstopo, 2004)...........................................................................33 

Abbildung 4-5: 3D-Darstellung des Orthofotos Diemtigtal ........................................................33 

Abbildung 4-6: 3D Darstellung DHM Stotzigwald mit Perimeter ...............................................33 

Abbildung 4-7: 3D Darstellung Orthofoto Stotzigwald (nach: WEWERWER??).......................33 

Abbildung 4-8: 3D-Darstellung DHM Täschgufer mit Perimeter ...............................................33 

Abbildung 4-9: 3D-Darstellung Orthofoto Täschgufer...............................................................33 

Abbildung 4-10: Feldkartierung von Inputparametern, Diemtigtal...............................................35 

Abbildung 4-11: Rasterkarte der Inputparameter, Diemtigtal......................................................35 

Abbildung 4-12: Feldkartierung von Inputparametern, Stotzigwald ............................................35 

Abbildung 4-13: Rasterkarte der Inputparameter, Stotzigwald ...................................................35 

Abbildung 4-14: Feldkartierung von Inputparametern, Täschgufer.............................................35 

Abbildung 4-15: Rasterkarte der Inputparameter, Täschgufer....................................................35 

Abbildung 5-1: Wahrscheinlichkeit der Sturzrichtung aufgrund Höhendifferenzen (Dorren 

et al., 2004).......................................................................................................43 

Abbildung 5-2: Berechnungsverfahren der Geschwindigkeit ohne Berücksichtigung von 

Baumtreffern (Dorren et al., 2004)....................................................................44 

Abbildung 5-3: Diskrepanz zwischen mittlerer und tatsächlicher Hangneigung 

(Dorren et al., 2004)..........................................................................................44 

Abbildung 5-4: Verhältnis zwischen Baumdurchmesser und Energieabsorption (nach: 

Dorren & Berger, in Druck) ...............................................................................45 

Abbildung 6-1: 3D Darstellung Anzahl Trajektorien, DT ...........................................................60 

Abbildung 6-2: 3D Darstellung mittlere Sprunghöhen (m), DT .................................................60 

Abbildung 6-3: 3D Darstellung maximale Energien (kJ), DT ....................................................60 

Abbildung 6-4: 3D Darstellung mittlere Geschwindigkeit (m/s), DT ..........................................60 

Abbildung 6-5: 3D Darstellung Anzahl Baumtreffer, DT ...........................................................61 

Abbildung 6-6: 3D Darstellung Anzahl Ablagerungen, DT........................................................61 

Abbildung 6-7: 3D Darstellung Anzahl Trajektorien, SW ..........................................................62 

Abbildung 6-8: 3D Darstellung mittlere Sprunghöhen (m), SW ................................................62 

Abbildung 6-9: 3D Darstellung maximale Energien (kJ), SW ...................................................63 

Abbildung 6-10: 3D Darstellung mittlere Geschwindigkeiten (m/s), SW .....................................63 

Abbildung 6-11: 3D Darstellung Anzahl Baumtreffer, SW ..........................................................63 

Abbildung 6-12: 3D Darstellung Anzahl Ablagerungen, SW.......................................................63 

Abbildung 6-13: 3D Darstellung Anzahl Trajektorien, TG ...........................................................64 

Abbildung 6-14: 3D Darstellung mittlere Sprunghöhen (m), TG .................................................64 

Abbildung 6-15: 3D Darstellung maximale Energien (kJ), TG ....................................................65 

Abbildung 6-16: 3D Darstellung mittlere Geschwindigkeiten (m/s), TG......................................65 

Abbildung 6-17: 3D Darstellung Anzahl Baumtreffer, TG ...........................................................65 

Abbildung 6-18: 3D Darstellung Anzahl Ablagerungen, TG........................................................65 

Abbildung 6-19: Ereignisanalyse 1985: Kartierte Sturzbahnen des Ereignisses (nach: 

Wicht und Joris, 1985) und simulierte Trajektorien für Blöcke mit Radius 

0.7m..................................................................................................................66 

Abbildung 6-20: Orthofoto Täschgufer: Deutlich sind die flächigen Schuttakkumulationen 

zu erkennen ......................................................................................................67 

Abbildung 6-21: Simulierte Ablagerungszonen Täschgufer: Alle relevanten 

Akkumulationszonen können abgebildet werden .............................................67 

Abbildung 6-22: Modellabweichung für das Diemtigtal: Prozentuale Abweichung der 

modellierten von den beobachteten Trefferzahlen (Datensatz 

Baumgartner, 2002)).........................................................................................69 

Abbildung 6-23: Modellabweichung für den Stotzigwald: Prozentuale Abweichung der 

modellierten von den beobachteten Trefferzahlen ( Datensatz 

Feldaufnahmen)................................................................................................70 

VIII


Abbildung 6-24: Modellabweichung für das Täschgufer: Prozentuale Abweichung der 

modellierten von den beobachteten Trefferzahlen (Datensätze 

Schneuwly, 2003 und Feldaufnahmen) ............................................................ 71 

Abbildung 7-1: DT: Anzahl Steindurchgänge mit Wald............................................................. 78 

Abbildung 7-2: DT: Anzahl Steindurchgänge ohne Wald ......................................................... 78 

Abbildung 7-3: DT: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) mit Wald............................................. 79 

Abbildung 7-4: DT: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) ohne Wald ......................................... 79 

Abbildung 7-5: DT: Maximale Energien (kJ) mit Wald .............................................................. 79 

Abbildung 7-6: DT: Maximale Energien (kJ) ohne Wald........................................................... 79 

Abbildung 7-7: DT: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) mit Wald................................................ 80 

Abbildung 7-8: DT: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) ohne Wald ............................................ 80 

Abbildung 7-9: DT: Anzahl abgelagerte Steine mit Wald.......................................................... 80 

Abbildung 7-10: DT: Anzahl abgelagerte Steine ohne Wald ...................................................... 80 

Abbildung 7-11: SW: Anzahl Steindurchgänge mit Wald............................................................ 81 

Abbildung 7-12: SW: Anzahl Steindurchgänge ohne Wald ........................................................ 81 

Abbildung 7-13: SW: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) mit Wald............................................ 81 

Abbildung 7-14: SW: Mittlere vert. Sprunghöhen (m) ohne Wald............................................... 81 

Abbildung 7-15: SW: Maximale Energien (kJ) mit Wald ............................................................. 82 

Abbildung 7-16: SW: Maximale Energien (kJ) ohne Wald.......................................................... 82 

Abbildung 7-17: SW: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) mit Wald............................................... 82 

Abbildung 7-18: SW: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) ohne Wald ........................................... 82 

Abbildung 7-19: SW :Anzahl abgelagerter Steine mit Wald ....................................................... 83 

Abbildung 7-20: SW: Anzahl abgelagerter Steine ohne Wald .................................................... 83 

Abbildung 7-21: TG: Anzahl Steindurchgänge mit Wald ............................................................ 83 

Abbildung 7-22: TG: Anzahl Steindurchgänge ohne Wald ......................................................... 83 

Abbildung 7-23: TG: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) mit Wald ............................................ 84 

Abbildung 7-24: TG: Mittlere vert. Sprunghöhen (m) ohne Wald................................................ 84 

Abbildung 7-25: TG: Maximale Energien (kJ) mit Wald.............................................................. 84 

Abbildung 7-26: TG: Maximale Energien (kJ) ohne Wald........................................................... 84 

Abbildung 7-27: TG: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) mit Wald ............................................... 84 

Abbildung 7-28: TG: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) ohne Wald ............................................ 84 

Abbildung 7-29: TG: Anzahl abgelagerter Steine mit Wald ........................................................ 85 

Abbildung 7-30: TG: Anzahl abgelagerter Steine ohne Wald ..................................................... 85 

Abbildung 7-31: Evaluationszone 1, Diemtigtal .......................................................................... 87 

Abbildung 7-32: DT, Evaluationszone 1: Prozent der gestarteten Steine und Verhältnis 

„ohne“ / „mit“ ..................................................................................................... 87 

Abbildung 7-33: Evaluationszone 1, Stotzigwald........................................................................ 88 

Abbildung 7-34: SW, Evaluationszone 1: Prozent der gestarteten Steine und Verhältnis 

„ohne“ / „mit“ ..................................................................................................... 88 

Abbildung 7-35: Evaluationszone 1, Täschgufer ........................................................................ 89 

Abbildung 7-36: TG, Evaluationszone 1: Prozent der gestarteten Steine und Verhältnis 

„ohne“ / „mit“ ..................................................................................................... 89 


Abbildung 7-38: DT, Evaluationszone 2: Verhältnis der Steindurchgänge pro Höhenkurve ...... 90 

Abbildung 7-39: DT, Evaluationszone 2: Differenz der Zonenwirksamkeit mit – ohne Wald...... 90 


Abbildung 7-41: SW, Evaluationszone 2: Verhältnis der Steindurchgänge pro Höhenkurve ..... 91 

Abbildung 7-42: SW, Evaluationszone 2: Differenz der Zonenwirksamkeit mit – ohne Wald..... 91 

Abbildung 7-43: Evaluationszone 2, Täschgufer ........................................................................ 92 

Abbildung 7-44: TG, Evaluationszone 2: Verhältnis der Steindurchgänge pro Höhenkurve ...... 92 

Abbildung 7-45: TG, Evaluationszone 2: Differenz der Zonenwirksamkeit mit – ohne Wald...... 92 


Abbildung 7-47: DT, Evaluationszone 3: Anzahl und Verhältnis der 

Steindurchgänge/Analyselinie mit und ohne Wald ........................................... 93 


IX


Abbildung 7-49: SW, Evaluationszone 3: Anzahl und Verhältnis der 

Steindurchgänge/Analyselinie mit und ohne Wald ...........................................94 

Abbildung 7-50: Evaluationszone 3, Täschgufer ........................................................................95 

Abbildung 7-51: TG, Evaluationszone 3: Anzahl und Verhältnis der 

Steindurchgänge/Analyselinie mit und ohne Wald ...........................................95 

Abbildung 7-52: Evaluationszone 4, Diemtigtal ..........................................................................96 

Abbildung 7-53: DT, Evaluationszone 4: Anzahl und Verhältnis der 

Ablagerungen/Evaluationszone mit und ohne Wald .........................................96 

Abbildung 7-54: Evaluationszone 4, Stotzigwald ........................................................................96 

Abbildung 7-55: SW, Evaluationszone 4: Anzahl und Verhältnis der 


Abbildung 7-56: Evaluationszone 4, Täschgufer ........................................................................97 

Abbildung 7-57: TG, Evaluationszone 4: Anzahl und Verhältnis der 


Abbildung 10-1: Blockschlagereignis 22.03.2005: Steinschlaggefahr nahe des 

Stotzigwaldes (Aus: 20 Minuten, 2005.) .........................................................112 

Abbildung 10-2: Schematischer Arbeitsablauf ..........................................................................113 

Abbildung 10-3: Rollende Kugel (Kienholz, 2002) ....................................................................115 

Abbildung 10-4: Aufnahmeprotokoll Testkreise 1. Seite ...........................................................117 

Abbildung 10-5: Aufnahmeprotokoll Testkreise 2. Seite ...........................................................118 

Abbildung 10-6: Aufnahmeprotokoll Geomorphologie ..............................................................119 

Abbildung 10-7: Schematische Darstellung Probekreise (nach: Stierlin, 1994)........................122 

Abbildung 10-8: Anleitung zur BHD-Aufnahme nach LFI (Stierlin, 1994). ................................123 

Abbildung 10-9: Schematischer Arbeitsablauf: Verwendete Datenformate, Aufbereitungs- 

und Konvertierungsvorgänge..........................................................................124 

Abbildung 10-10: Verteilungskurve des Steinradius: ROCKYFOR wählt den tatsächlich 

verwendeten Radius aus einer annähernd normalverteilten Kurve mit 

Mittelpunkt des Wertes aus den Initialsettings................................................126 

Abbildung 10-11: DT, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der maximalen 

Energien „ohne“ / „mit“....................................................................................135 

Abbildung 10-12: DT, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren 

Geschwindigkeiten „ohne“ / „mit“ ....................................................................135 

Abbildung 10-13: DT, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren 

Sprunghöhen „ohne“ / „mit“.............................................................................135 

Abbildung 10-14: SW, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der maximalen 


Abbildung 10-15: SW, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren 

Geschwindigkeiten „ohne“ / „mit“ ....................................................................136 

Abbildung 10-16: SW, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren 

Sprunghöhen „ohne“ / „mit“.............................................................................136 

Abbildung 10-17: TG, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der maximalen 


X

TABELLENVERZEICHNIS 

Tabelle 2-1: Differenzierung der Massenbewegung Sturz (verändert nach: BUWAL et 

al., 1997)............................................................................................................... 3 

Tabelle 2-2: Größenklassen (Gerber, 1994)............................................................................. 4 

Tabelle 2-3: Verwitterungsarten (nach: Kienholz, 2000)........................................................... 8 

Tabelle 2-4: Form (Gsteiger, 1989) .......................................................................................... 9 

Tabelle 2-5: Schutzfunktion des Gesamtwaldes und des Steinschlagschutzwaldes 

(nach: Brändli und Herold, 1999)........................................................................ 15 

Tabelle 2-6: Waldbauliche Umsetzung: Erkenntnisse zur Waldwirkung gegen 

Steinschlag ( Frehner et al., 2005) ..................................................................... 16 

Tabelle 2-7: Steingrössen und angenommene wirksame Baummindestdurchmesser 

(Frehner et al., 2005) .......................................................................................... 16 

Tabelle 3-1: Gebietskenngrössen der gewählten Untersuchungsgebiete .............................. 17 

Tabelle 4-1: Felderhebungen: Art und Anzahl der ausgeschiedenen Polygone..................... 29 

Tabelle 4-2: Kontrolldatensätze: Zusammenstellung der drei Testgebiete............................. 36 

Tabelle 5-1: Eingangsdaten von ROCKYFOR........................................................................ 46 

Tabelle 5-2: Aufnahmeklassen der Rauhigkeitswerte............................................................. 47 

Tabelle 5-3: Untergrundsbezeichnung und verwendete Dämpfungswerte............................. 48 

Tabelle 5-4: Ausgabedaten von ROCKYFOR ........................................................................ 50 

Tabelle 5-5: Zusammenstellung der Modellkennwerte: Zwei kommerziell verwendete 

Simulationsprogramme und ROCKYFOR........................................................... 52 

Tabelle 5-6: Simulationseinstellungen: Die Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ der 

drei Testgebiete .................................................................................................. 56 

Tabelle 5-7: Gebietsübersicht: Anzahl Zellen, Startzellen und total gestartete Steine ........... 56 

Tabelle 5-8: Verwendete Initialeinstellungen: Übersicht der drei Testgebiete........................ 57 

Tabelle 6-1: ME und RMSE der Trefferverteilung: Verglichene Datensätzen und 

Fehlerwerte der Trefferverteilung........................................................................ 68 

Tabelle 6-2: ME und RMSE der mittleren Sprunghöhen: Verglichene Datensätzen und 

Fehlerwerte bezüglich mittlerer Sprunghöhen .................................................... 71 

Tabelle 7-1: Steinschlagkennwerte: Über alle Zellen gemittelte Werte der Szenarien 

sowie die Differenz und das Verhältnis............................................................... 77 

Tabelle 7-2: Übersicht der Evaluationszonen ......................................................................... 86 

Tabelle 7-3: Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge „ohne Wald“ / „mit Wald“: 

Verhältnis für alle simulierten Steingrössen........................................................ 86 

Tabelle 7-4: DT, Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge................................................ 87 

Tabelle 7-5: SW, Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge und Verhältnis der 

Szenarien „ohne“ / „mit“ ...................................................................................... 88 

Tabelle 7-6: TG, Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge und Verhältnis der 

Szenarien „ohne“ / „mit“ ...................................................................................... 89 

Tabelle 10-1: Anforderungsprofil des Waldes bezüglich Steinschlag (nach: Fachstelle für 

Gebirgswaldpflege, 2003)................................................................................. 116 

Tabelle 10-2: Steinschlagbedingte Defekte und Art der Treffer (nach: Baumgartner, 

2002)................................................................................................................. 120 

Tabelle 10-3: BHD-Kennwerte: Auflistung und Herleitung (Masse in m)................................ 123 

Tabelle 10-4: Korrekturtabelle Testkreisradien: Anpassung des Radius aufgrund von 

Geländeneigung ............................................................................................... 123 

Tabelle 10-5: Datentransformation: Arbeitsschritte und verwendete Software....................... 125 

Tabelle 10-6: Evaluationszone 3: Simulationseinstellungen und untersuchte Parameter ...... 125 

Tabelle 10-7: Einbezug von Strauchvegetation: Kartierungsansatz als Rauhigkeitsfaktor..... 126 

Tabelle 10-8: Umrechnungstabelle: Kartierte Kategorien der Strauchvegetation und 

zugehörige Rauhigkeitswerte ........................................................................... 126 

XI

TABELLENVERZEICHNIS 

Tabelle 10-9: Hindernisfaktoren: Einbezug und Gewichtung in das Werteraster der 

Oberflächenrauhigkeit.......................................................................................127 

Tabelle 10-10: Oberflächenkategorien: Verwendete Rn-Werte für die von Perret (2005) 

kartierten Flächen .............................................................................................127 

Tabelle 10-11: Dämfpungseigenschaften : Aufnahmeklassen, Codes und verwendete 

Werte für die im Feld bestimmten Polygone .....................................................127 

Tabelle 10-12: Modelleingangsdaten: Quellen und Erhebungsmethoden (nach: Stoffel et 

al., eingereicht)..................................................................................................128 

Tabelle 10-13: Bezeichnungen: Verwendete Begriffe in den Simulationslisten ........................129 

Tabelle 10-14: Simulationen Diemtigtal: Verwendete Raster und Einstellungen ......................129 

Tabelle 10-15: Simulationen Stotzigwald: Verwendete Raster und Einstellungen....................129 

Tabelle 10-16: Simulationen Täschgufer: Verwendete Raster und Einstellungen ....................130 

Tabelle 10-17: Outputdaten ROCKYFOR : Verwendete Resultate mit Bezeichnung 

(Beispiel DT, Simulation 85) Verrechnungsart ..................................................130 

Tabelle 10-18: Evaluationszone 1: Trajektorienwerte aller Gebiete der Szenarien „mit 

Wald“ und „ohne Wald“ .....................................................................................131 

Tabelle 10-19: DT, Evaluationszone 2: Trajektorienwerte pro Analyselinie der Szenarien 

„mit“ und „ohne“ Wald .......................................................................................132 

Tabelle 10-20: SW, Evaluationszone 2: Trajektorienwerte pro Analyselinie der Szenarien 


Tabelle 10-21: TG, Evaluationszone 2: Trajektorienwerte pro Analyselinie der Szenarien 


XII

1 EINLEITUNG 

1.1 Ausgangslage 

Steinschlag ist ein natürlich auftretender Prozess als Folge von Schwerkraft und fortschreitender 

Erosion und gehört wie Lawinen, Murgänge, Rutschungen und Felsstürze zur 

geomorphologischen Dynamik in Gebirgsräumen. Diese Massenumlagerungen sind Ausdruck 

des Abbaus eines Energiegefälles und erreichen im Gebirge aufgrund der hohen Reliefenergie 

starke Ausprägungen. Der Ablauf dieser Phänomene ist aber nichts problematisches an sich. 

Wenn der Prozess aber menschliche Handlungsräume betrifft, wird er zur Gefahr und als 

Bedrohung von Menschenleben und Sachwerten wahrgenommen. Ein Risiko ergibt sich erst aus 

der Überlagerung von Prozessräumen und Gebieten mit Schadenpotential wie Siedlungen und 

Verkehrswegen. Die Bedrohung des Menschen durch Naturgefahren ist seit jeher gegeben, der 

Umgang damit hat sich aber im Laufe der Zeit verändert. Während sich die Bewohner des 

Alpenraums in früheren Jahrhunderten an die naturräumlichen Gegebenheiten anzupassen 

suchten und in Lagen siedelten, die nach ihren Erfahrungen als sicher galten, waren ihre 

Möglichkeiten, auf das Prozessgeschehen Einfluss zu nehmen, stark beschränkt. (Noack, 2003) 

Mit den Veränderungen durch Industrialisierung und Tourismus seit dem 19. Jahrhundert hat sich 

auch die traditionelle Nutzungs- und Siedlungsstruktur gewandelt. Gefährdete Menschenleben 

und verletzliche ökonomische Werte sind um ein Vielfaches gestiegen. 

Bezüglich Schutz menschlicher Tätigkeiten gegen Naturgefahren stellt sich die Frage von Kosten 

und Wirksamkeit verschiedener Massnahmen. Der Umgang mit unterschiedlichen Arten von 

Schutzmassnahmen hat sich durch die Zeit geändert. Während in der Vergangenheit mit aktiven 

Massnahmen wie technischen Verbauungen und Aufforstungen in das Prozessgeschehen direkt 

einzugreifen versucht wurde, fand in den letzten Jahren ein eigentlicher Paradigmenwechsel in 

der Definition von Schutzstrategien statt. Neben den Kosten als limitierender Faktor machen 

Veränderungen des Landschaftsbildes und nachhaltige Eingriffe in das alpine Ökosystem 

aufwändige technische Massnahmen schwierig. Im Gegenzug hat es das Bestreben nach 

Sicherheit nötig gemacht, neue Strategien im Umgang mit Naturgefahren zu entwickeln, die den 

gewünschten Schutzstandart gewährleisten können. So werden heute vermehrt passive 

planerische und präventive Massnahmen in Ergänzung zu bestehenden technischen Bauten 

angewendet. Das integrale Risikomanagement strebt einen ganzheitlichen Ansatz im Umgang 

mit Naturgefahren an. (PLANAT, 2005) 

Kosten- und zeitintensive Beurteilungsverfahren werden durch die Simulation von Prozessen mit 

Hilfe von Computern zu ersetzen oder ergänzen versucht. So hat die Modellierung durch vertiefte 

Grundlagenkenntnisse und verbesserte Resultatgenauigkeit eine wichtige Rolle in der 

Beurteilung gefährlicher Prozesse erhalten. Diese ist bei aktiven Massnahmen die Simulation der 

Wirksamkeit von Bauwerken, die Festlegung idealer Standorte und die Bereitstellung von 

Anhaltspunkten für die Dimensionierung. Bei passiven Massnahmen helfen Modellierungen bei 

der Risikobeurteilung und der Ausscheidung von Gefahrenzonen (Krummenacher, 1995). Mit 

Hilfe von Modellen kann also einerseits der Wirkungsraum des untersuchten Prozesses 

abgebildet werden, andererseits können in einem prospektiven Verfahren veränderte 

Rahmenbedingungen rechnerisch simuliert und ihre Auswirkungen auf das Prozessgeschehen 

beschrieben werden. Dieser spekulative Ansatz kann für die Quantifizierung der Schutzwirkung 

sowohl technischer Bauten als auch des Waldes angewendet werden. 

Da sich die ökonomische Bedeutung des Wald stark vermindert hat, während die menschlichen 

Ansprüche an die Schutzfunktion gestiegen sind (BUWAL, 2005), ist eine Diskrepanz zwischen 

1

TEIL A: GRUNDLAGEN 

den hohen Anforderungen und sinkenden Stabilität der natürlichen Schutzmassnahme Wald 

entstanden. In der Schweiz erbringen nur 11% der Steinschlagschutzwälder eine gute 

Schutzwirkung und erfüllen gleichzeitig die Stabilitätsanforderungen (Brändli und Herold, 1999). 

Die Schutzwirkung eines Bestandes entspricht der Fähigkeit, Naturereignisse in ihrer Entstehung 

zu verhindern oder in ihrer Wirkung zu mindern (Brändli und Herold, 1999). Angesichts der 

erwiesenen Wirkung des Waldes gegen Naturgefahren (Brang et al., 2001) würden im Falle einer 

Verminderung dieses Schutzes verschiedene alpine Gebiete unbewohnbar (Bloetzer und Stoffel, 

1998; Agliardi und Crosta, 2003). Somit steigt die Bedeutung von Prozessmodellen zur 

Ausscheidung wichtiger Bestände, Optimierung von Waldstrukturen und zur Formulierung von 

Anhaltspunkten für die Forstwirtschaft. Die Modellierung von Szenarien wiederum dient der 

Entwicklung angepasster Waldbaustrategien. 

1.2 Problemstellung 

Mit der praktischen Anwendung von Prozessmodellen steigen die Genauigkeitsanforderungen. 

Simulationsresultate sollen die Gefährdung von Menschenleben und ökonomischen Werten zu 

beurteilen helfen sowie den optimalen Einsatz der Mittel gewährleisten. Darum werden 

zuverlässigere Simulatiosresultate nachgefragt, wie beispielsweise die Schlussfolgerungen der 

GWG/FAN Tagung 1998 (Schwitter, 2000) zeigen: „Es braucht bessere Modellrechnungen, um 

den komplexen Steinschlagprozess zu erfassen. Die Methoden und Rechnungsabläufe müssen 

transparenter gestaltet und die Parameter klarer definiert werden. Die Grenzen der Modelle als 

Entscheidungsgrundlagen müssen aufgezeigt werden“. 

Alle Modelle sind aber als vereinfachte Abbildung einer komplexen, stochastischen Realität und 

damit nur als eine Annäherung an dieselbe zu verstehen. Genaue Kenntnisse über das 

Verhalten des Modells, die Möglichkeiten und Grenzen sind entscheidend für die Interpretation 

und Umsetzung der Resultate. Rechnerische Simulationen können zeigen, welche Ausprägung 

des gefährlichen Prozesses im untersuchten Gebiet zu erwarten ist, aber auch, wie sich 

veränderte Rahmenbedingungen (Waldbestand, Permafrostvorkommen) auf den Prozess 

auswirken. Die im Modell gemachten Annahmen bezüglich Prozessverhalten bedürfen aber vor 

der eigentlichen Modellanwendung einer ausführlichen Prüfung und Validierung. Somit ist es 

Bedingung, dass die Simulation vorgängig eine Eichung am Ist-Zustand erfahren hat. 

Das neu entwickelte GIS-basierte 3D-Steinschlagmodell ROCKYFOR (Dorren und Berger, 2005) 

scheint durch den Einbezug des Waldes auf Einzelbaumebene geeignet für die Simulation von 

bewaldeten Steinschlaggebieten. Für eine praktische Anwendung sind aber ausführliche 

Anwendungen und Validierungen nötig. 

1.3 Zielsetzung und Arbeitsaufbau 

Die Arbeit befasst sich mit der kritischen Betrachtung des Steinschlagmodells ROCKYFOR und 

dessen Anwendung. Anhang XYZ gibt einen schematischen Überblick des Arbeitsablaufes. 

ROCKYFOR wird mit Hilfe von empirischen Daten aus drei Untersuchungsgebieten validiert und 

seine Genauigkeit, resp. die Grenzen seiner Anwendung werden aufgezeigt. Dabei werden 

basierend auf Felddaten Gebiete mit unterschiedlicher Disposition und Waldcharakteristik sowie 

verschiedene räumliche Auflösungen betrachtet. Hieraus stellen sich folgende Ziele: 

2 

- Darstellung der natürlich ablaufenden Prozessdynamik in drei Untersuchungsgebieten 

mittels ausgewählter Feldaufnahmen 

- Entwicklung einer standardisierten Aufnahmemethodik für die Erfassung der 

Eingabeparameter gängiger Steinschlagmodelle

1 EINLEITUNG 

- Simulation der Prozessdynamik in drei Gebieten 

- Validierung von Modellannahmen 

- Qualitativer und quantitativer Vergleich der modellierten und empirisch erhobenen 

Prozesskennwerten 

- Aussagen bezüglich Genauigkeit und Möglichkeiten des Modells 

In Kapitel 7 wird das Modell zu Analyse der Schutzwirkung des Waldes angewendet. Die 

Waldwirkung gegen Steinschlag wird in den drei ausgewählten Gebieten untersucht, 

nachgewiesen und beziffert. Folgende Ziele können definiert werden: 

- Simulation der Steinschlagdynamik unter Berücksichtigung des realen Waldbestandes 

- Simulation der Steinschlagdynamik unter Annahme des Szenarios „kein Wald“ 

- Graphische Darstellung und qualitativer Vergleich der simulierten Szenarien 

- Berechnung von Kennwerten der Waldwirkung und damit quantitative Aussagen 

bezüglich Schutzeffekt 

- Ansätze einer ökonomischen Bewertung der Waldwirkung 

Aufgrund der unterschiedlichen behandelten Aspekte wird auf ein Diskussionskapitel verzichtet. 

Kritische Bemerkungen und weiterführende Fragen zu den einzelnen Themen sollen jeweils am 

Schluss der Teilkapitel behandelt werden. In Kapitel XYZ werden die wichtigsten Aussagen und 

Aspekte zusammengefasst. 

1.4 Fragestellungen 

Aus der Zielsetzung lassen sich folgende relevante Fragen ableiten: 

� Wie kann die Steinschlagaktivität in einem Gebiet erfasst und abgebildet werden? 

� Welche Methodik eignet sich für die Feldaufnahmen der massgebenden 

Modellparameter? 

� Wie werden die Eingabeparameter vom Modell erfasst und welche Einstellungen sind 

nötig? Wo liegen Schwierigkeiten und Schwachstellen? 

� Welche Kennwerte bieten sich für einen Vergleich zwischen modellierten und 

empirischen Daten an? Mit welcher Methodik kann ein Vergleich durchgeführt werden? 

� Mit welchen Ansätzen lassen sich die Szenarien „realer Waldbestand“ und „kein Wald“ 

vergleichen und analysieren? 

� Welche Relevanz weisen die gewonnenen Resultate auf? 

3

2 

TEIL A: GRUNDLAGEN

2 THEORETISCHE GRUNDLAGEN 

2.1 Stein- und Blockschlag 

2.1.1 Sturzprozesse 

Sturzprozesse sind natürlich auftretende Phänomene und gehören zur geomorphologischen 

Dynamik in Gebirgsräumen. Sie sind die natürliche Folge des Abbaus eines Energiegefälles und 

aufgrund der ausgeprägten Reliefunterschiede im Alpenraum häufig. Das in Bewegung geraten 

von Sturzkomponenten setzt einen energetisch instabilen oder labilen Zustand voraus und findet 

im Moment eines Kräfteungleichgewichts seine Auslösung. 

Unterschieden wird zwischen Stein-, Block-, Fels- und Bergsturz. Alle diese Prozesse sind 

gravitationsgesteuerte Massenselbstbewegungen, die mit dreidimensionaler Ausprägung in 

kurzen Zeiträumen (Sekunden bis Minuten) ablaufen und aufgrund ihres plötzlichen Auftretens 

nicht oder nur schwierig vorhersehbar sind. Sie unterscheiden sich in Kubatur der Komponenten, 

Gesamtvolumen, Geschwindigkeit und Grösse der Ablagerungsfläche (Tabelle 2-1). (BUWAL et 

al., 1997) 

Steinschlag, 

Blockschlag 

Tabelle 2-1: Differenzierung der Massenbewegung Sturz (verändert nach: BUWAL et al., 1997) 

Mechanismus 

Isolierte Stürze, wiederholt 

ablaufender Prozess 

Felssturz Gesteinspaket löst sich "en bloc" 

und stürzt ab 

Bergsturz Plötzliches Ausbrechen 

grossvolumiger Gesteinsmassen, 

Transportdistanz oft mehrere km 

2.1.2 Definition Steinschlag 

Durchmesser der 

grössten Komponenten 

Kubatur der bewegten 

Masse 

Geschwindigkeiten 

Ablagerungsfläche 

< 1m < 100m3 5 - 30m/s < 10ha 

> 1m 100 - 100`000m3 10 - 40m/s 1m 100`000 - mehrere mio 

m3 

> 40m/s >10ha 

„Steinschlag/Blockschlag ist das Fallen, Springen und Rollen von isolierten Steinen und Blöcken. 

Das Herkunftsgebiet können Fest- oder Lockergesteinszonen (Sturzmaterial, Gehängeschutt, 

Moräne) sein“ (BUWAL et al., 1998). 

Steinschlag ist ein abrupter Prozess und kann als Einzelereignis oder repetitiv, oft mit saisonalen 

Spitzen auftreten. Er ist gekennzeichnet durch kleine Komponenten und meist geringe Kubaturen 

(Tabelle 2-1), welche sich an präformierten, richtungsgebundenen geologischen Diskontinuitäten 

oder aus Lockergesteinsmassen ablösen (BUWAL et al., 1998). Durch die isolierte 

Sturzbewegung der einzelnen Komponenten erfolgt im Gegensatz zum Fels- und Bergsturz 

keine gegenseitige Beeinflussung der Sturzbahn. Die Bewegung erfolgt als Gleiten, Fallen, 

Rollen und Springen und wird durch Oberflächenbeschaffenheit und Geschwindigkeit 

determiniert, wobei Werte in der Grössenordnung 5 – 30 m/s erreicht werden. Wald beeinflusst 

das Prozessgeschehen wesentlich, da Kontaktreaktionen mit Bäumen einerseits Energieverluste 

der stürzenden Körper bewirken, was diese verlangsamt oder vollständig zum Stillstand bringt. 

Andererseits können Steine durch Baumtreffer abrupte Änderungen ihrer Sturzbahn und 

wesentliche seitliche Ablenkungen erfahren. Obwohl Steinschlag als Einzelereignis beschränkte 

Volumina mobilisiert, führt die Kontinuität eines Prozessraumes häufig zu mächtigen 

Sturzschuttablagerungen, die geländeprägend wirken. 

3


Die Unterscheidung zwischen Stein- und Blockschlag geschieht nach Komponentengrösse 

(Tabelle 2-2). 

Tabelle 2-2: Größenklassen (Gerber, 1994) 

Bezeichnung 

2.1.3 Räumliche Gliederung 

Mittlerer 

Durchmesser (m) 

Steine < 0.5m 

Blöcke 0.5 - 1.5m 

Grosse Blöcke 1.5 - 2m 

Grossblöcke > 2m 

Gemäss Gsteiger (1989) wird der Steinschlagprozess in vorliegender Arbeit in die Teilsysteme 

Ausbruch, Transit und Ablagerung gegliedert, was zu einer räumlichen Differenzierung und 

Ausscheidung entsprechender Zonen führt (Abbildung 2-1). 

Abbildung 2-1: Räumliche Differenzierung des Steinschlaghanges: Die Teilbereiche Ablösung, Transit und Ablagerung und das 

daraus resultierende Pauschalgefälle (Konzept Gsteiger, 1989; Skizze nach: Schneuwly, 2003) 

Ablösungszone 

Die Ablösungszone (oder auch Ausbruchs-, Entstehungs- oder Startbereich) stellt das 

Herkunftsgebiet der stürzenden Komponenten dar. Sie wird durch verschiedene Faktoren 

geprägt, die sich gegenseitig beeinflussen. Primär entscheidet die Neigung, da die kritische 

Hangneigung überschritten werden muss, damit ruhende Gesteinsmassen in Bewegung 

übergehen können. 

Sturzart und Ausbruchsform hängen in erster Linie von den geologisch-tektonischen 

Gegebenheiten und den geomechanischen Eigenschaften der anstehenden Gesteine oder 

beitragenden Lockergesteinsmassen ab. Die Felsmechanik mit dem Trennflächengefüge ist 

entscheidend. Die Lockerung und der Zerfall des Gesteinsverbundes durch Verwitterung, 

besonders an Klüften, Verwerfungen und Störungen, ist massgebend für die Bereitstellung von 

4


Sturzmaterial. Wasser in flüssiger und fester Form beschleunigt die stabilitätsmindernden 

Prozesse (Kapitel 2.1.5 und 2.1.6). 

Der Steinschlagprozess findet seinen Beginn in der Herauslösung einer Gesteinsmasse aus dem 

kompakten Felsverbund sowie einer Initialbewegung, wodurch der Sturzkörper aus seiner labilen 

Ruhelage gebracht wird, um anschliessend durch die Gravitation hangabwärts bewegt zu werden 

(Kapitel 2.1.7). (Gsteiger, 1989) 

Transitzone 

Auf der Transitstrecke zwischen der Ablösungszone und dem Ort der Ablagerung werden 

fallende Komponenten durch ständige Interaktion mit Untergrund, Oberfläche und Hindernissen 

in ihrer Bewegung beeinflusst. Die Transitzone ist also der eigentliche Transportbereich der 

Steine, dessen Eigenschaften relevant auf die Ausprägung des Prozesses wirken. 

In der Transitzone erfahren die Sturzkörper aufgrund grosser Hangneigungen meist eine 

Beschleunigung, mindestens wird aber die kritische Hangneigung nicht unterschritten, so dass 

die Bewegungsenergie erhalten bleibt. In dieser Zone treten demnach die energetischen Maxima 

auf. Erst mit einem Übergang zu flacherem Gelände oder einer zunehmenden Beeinflussung 

durch Oberflächenparameter und Hindernisse verlieren die Komponenten Energie und erfahren 

eine Verlangsamung, die bereits nach kurzer Zeit zum Stillstand führen kann. Da der Übergang 

der Transit- in die Ablagerungszone von genannten Faktoren abhängig ist, überlagern sich die 

Bereiche und sind in der Realität nicht klar abgrenzbar. (Gsteiger, 1989) 

Ablagerungszone 

Die Ablagerungszone (oder der Auslaufbereich) beginnt spätestens bei längeren Distanzen mit 

Gefälle unter dem kritischen Wert von 30° (Gsteiger, 1989). Wie weit stürzende Körper in diese 

Zone vorstossen können, ist primär vom Energiebetrag beim Eintritt abhängig. So erreichen – 

wie an der Gradierung der Komponenten auf einer Schutthalde ersichtlich – grosse energiereiche 

Blöcke grössere Reichweiten. Bei Hangneigungen zwischen 25° und 30° können Steine ohne 

Kontakt mit Hindernissen lange weiterrollen, bei weniger als 25° stoppen sie meist rasch 

(Frehner, 2005; GWP, 2003). Neben der Neigung entscheiden Oberflächenausprägung, 

Untergrund und allfällige Hindernisse über den vollständigen Verlust der Bewegungsenergie. 

Baumtreffer oder Verflachungen können einen Stein zum Stillstand bringen, wobei sich die Frage 

stellt, ob sich dieser in einer stabilen Lage befindet oder erneut als sekundärer Steinschlag in 

Bewegung geraten kann. (Gsteiger, 1989) 

2.1.4 Mechanik 

Nach der Initialphase des Sturzprozesses können sich Abschnitte des Fallens, Springens, 

Rollens oder Rutschens anschliessen. Änderungen in der Hangneigung oder der Aufprall des 

Sturzblockes auf die Hangoberfläche nach freiem Fall oder Springen rufen – gleich wie 

Kontaktreaktionen mit Hindernissen wie Bäumen – Änderungen der Bewegunsart hervor. 

Elastische Stösse mit dem Untergrund führen zu Änderungen der Richtung und des Betrags der 

kinetischen Energie sowie zur Verminderung der Geschwindigkeit (Meissl, 1998). Die 

unterschiedlichen Bewegungsarten treten normalerweise in Kombination und gegenseitiger 

Beeinflussung auf (Azzoni et al., 1991), so, dass in der Praxis oft keine deutliche Unterscheidung 

gemacht werden kann. 

Okura et al. (2000) zeigen, dass bei gesteigerter Blockzahl die maximale Reichweite gegenüber 

Einzelblöcken zunimmt, während die mittleren Weiten tiefer liegen. Dies ist durch die 

Energieübertragung durch Zusammenstösse unter den Komponenten zu erklären, da keine 

nennenswerten Überholvorgänge während dem Sturz beobachtbar sind. 

5

Rutschen 


Im Normalfall leitet eine Rutschbewegung den Sturzprozess ein und schliesst ihn auch wieder ab 

(Azzoni et al., 1995), wobei der Anteil des Rutschens an der Gesamtbewegung durch die Form 

des Körpers und die Untergrundbeschaffenheit bestimmt wird. Bei hoher Reibung an den 

Kontaktpunkten geht das Rutschen eher in ein Rollen über als bei geringer Reibung. 

Fallen 

Fallen ist die plötzliche Sturzbewegung in Richtung Erdmittelpunkt, wobei der Kontakt zu den 

umliegenden Gesteinsmassen verloren geht und auch zwischen den einzelnen, sich 

bewegenden Einheiten kein Zusammenhang mehr besteht (Moser, 1986). Im streng 

physikalischen Sinn ist Fallen also an senkrechte oder überhängende Felspartien gebunden, die 

unteren Grenzwerte liegen aber in der praktischen Anwendung unter 90° Hangneigung. 

Normalerweise geht dem Fallen ein Rutschen oder Rollen voraus, das durch abrupte 

Geländeübergänge in ein Fallen überführt wird. Nach Erismann und Abele (2001) ist die 

Fallbewegung nicht ökonomischer als die Bewegung entlang des Untergrundes, da ein Grossteil 

der in der Flugphase angereicherten Energie durch den Aufprallschock wieder vernichtet wird. 

Beim Auftreffen des Sturzkörpers führt die plastische Deformation des Untergrundes in 

Abhängigkeit von den Dämpfungseigenschaften zu einer drastischen Energiereduktion (75 – 

85% für Blöcke von ca. 0.3m 3 (Dolf, 2004)). Häufig zerbricht die Sturzmasse beim Stoss. 

Springen 

Springen ist die zwingende Konsequenz aus der Geschwindigkeit sowie den Unebenheiten des 

Blocks und des Untergrundes (Erismann und Abele, 2001). Die Bewegung Springen setzt sich 

zusammen aus Flugphasen entlang von parabelförmigen Bahnen und Kollisionen mit dem 

Untergrund, nach denen ein weiterer Sprung folgen oder aber die Bewegungsänderung hin zu 

Gleiten oder Rollen erfolgen kann. Bei einem Bodenkontakt wird Energie vernichtet und der 

Block erfährt in Abhängigkeit von Art und Winkel des Aufpralls eine Ablenkung. Das Auftreten 

von Springen ist eine Funktion aus Blockgrösse, Oberflächenbeschaffenheit und Hangneigung, 

wobei der Neigungsbereich zwischen 45° und 70° liegt. Grossblöcke neigen eher zum Rollen 

und zerbrechen nach grösseren Sprüngen oft, während kleinere Sturzkörper über grössere 

Distanzen springen können (Meissl, 1998). Aufgrund des Stosses wird der Stein in eine 

Rotationsbewegung versetzt. Anteil der Rotations- an der Gesamtenergie stürzender Körper ist 

in erster Linie neigungsabhängig. Bei 20° betragen sie 10%, während sie bei 40° Hangneigung 

Grössen von maximal 30% erreichen. (Chau et al.,2002). 

Rollen 

Rollen ist definiert als die Rotation des Sturzblockes um seine eigene Achse ohne Verlust des 

Bodenkontaktes und stellt die dominierende Bewegungsart dar auf Sturzbahnen mit mässigen 

Hangneigungen bis maximal 45° (Dorren, 2003). Rollen ist umso wahrscheinlicher, je runder der 

Block ist und je näher sich sein Gravitationszentrum beim geometrischen Zentrum befindet 

(Erismann und Abele, 2001). Da Rollen vorzugsweise auftritt, wenn die Irregularitäten im Block 

grösser sind als jene im Gelände (Azzoni et al., 1995), bestimmt das Verhältnis der 

Unebenheiten, ob ein Rollen einsetzt. Zur Bestimmung der Rollgeschwindigkeit muss zuerst die 

kinetische Energie eines rollenden Blockes betrachtet werden. Diese setzt sich aus einer 

Translations- und einer Rotationskomponente zusammen (Kienholz, 2002; Chau et al.,2002). 

Aufgrund von Irregularitäten der Blockform und Unebenheiten der Geländeoberfläche ist in der 

Realität ein reines Rollen nicht möglich, da ein Sturzblock zwangsläufig zu springen beginnt. 

6

2.1.5 Geologie 


Die geologisch-tektonischen Eigenschaften entscheiden primär über die Möglichkeit und 

Häufigkeit von Ausbrüchen und über Form, Grösse und Eigenschaften des Sturzblockes. Vor 

allem der Auflockerungsgrad, beziehungsweise die Verbandsfestigkeit des an die Oberfläche 

tretenden Gesteins entscheidet über das Auftreten von Ausbrüchen. 

Die Verbandsfestigkeit wird über die Verwitterung von den Faktoren Tektonik, Lithologie, 

Schichtfallen und glaziale Beanspruchung beeinflusst. Fels ist als ein Vielkörpersystem zu 

betrachten, das zerbrochen und von Trennflächen durchzogen ist, welche die 

Entstehungsbedingungen, die Art und das Ausmass der Vorbeanspruchung sowie die 

Gesteinseigenschaften widerspiegeln und weitgehend das Verhalten des Materials bei 

Beanspruchung und beim Lösen bestimmen. Die Gesamtheit aus Schichtflächen, 

Schieferungsflächen und Klüften wird als Trennflächengefüge bezeichnet (Prinz, 1991). 

Trennflächen als Diskontinuität, an welcher die Festigkeit herabgesetzt ist, entstehen durch 

mechanische oder hydraulische Beanspruchung oder durch Einregelung formanisotroper 

Mineralien (Kienholz, 2002) und ermöglichen mit dem Angreifen von Verwitterung die 

Auflockerung des Gesteinsverbandes (Abbildung 2-2). 

Durch tektonische Kräfte wie Druck oder Faltung können im Fels Kluftsysteme entstehen, die das 

Eindringen von Wasser in den Gesteinskörper und das Einsetzen von Verwitterungsprozessen 

fördern. 

Die Lithologie bestimmt, inwiefern aufgrund von Nonhomogenitäten im Gestein weichere und 

härtere Zonen auftreten. Die Verwitterungsanfälligkeit der weicheren Zonen führt zu einem 

Unterschneiden der härteren, wodurch diese instabil werden. 

Steiles Schichtfallen exponiert die Schichtfugen gegenüber Wassereintritt und generiert 

verstärkte Auflockerung durch Frostsprengung, Kluftwasserschub und das Quellen 

veränderlichfester Zwischenlagen (Abbildung 2-3). 

Die postglaziale Entlastung produziert oberflächenparallele Klüfte, die Auflockerung und 

Ablösung der äussersten Gesteinspakete fördern. 

Abbildung 2-2: Stark aufgelockertes, anstehendes Felsband als 

Ausbruchsgebiet (Foto: T. Lauber) 

Abbildung 2-3: Steiles Schichtfallen mit fortgeschrittener 

Reduktion der Verbandsfestigkeit 

(Foto: T. Lauber) 

Vor allem Festgesteine sind bezüglich der genannten Faktoren sensibel. Veränderlichfeste 

Gesteine andererseits reagieren durch ihren porösen, schichtigen Aufbau aus Quellmineralien 

sensibel auf die physikalischen Eigenschaften des eindringenden Wassers. Aufgrund der 

intensiven Verwitterung an den Schichtflächen bilden veränderlichfeste Gesteine eher selten 

steile Böschungen mit Steinschlagpotential, eingelagert in Festgestein können sie allerdings 

7


wesentlich zu dessen Destabilisierung beitragen (Baumgartner, 2002). Lockergesteinsmassen 

wie Sturzmaterial, Gehängeschutt oder Moränenmaterial können bei Böschungswinkeln über 30° 

steinschlagrelevant werden. 

2.1.6 Verwitterung 

Für die Auflockerung von Festgestein und die Bereitstellung von absturzgefährdetem Material 

spielt die Verwitterung eine zentrale Rolle. Von den verschiedenen Arten von Verwitterung 

(Tabelle 2-3) kommt im Gebirge in Zusammenhang mit Steinschlag vor allem der Temperatur- 

und der Frostverwitterung Bedeutung zu. 

Physikalische 

Verwitterung 

Chemische 

Verwitterung 

Tabelle 2-3: Verwitterungsarten (nach: Kienholz, 2000) 

Temperaturverwitterung 

Steuergrösse 

Insolation 

Temperaturschwankungen 

Frostverwitterung Gefrierendes Wasser 

Biogene Verwitterung Pflanzenwurzeln 

Salzverwitterung Salze 

Lösungsverwitterung Wasser, Säuren 

Oxidationsverwitterung O2 in Luft und Wasser 

Silikatverwitterung Hydratation und Hydrolyse in Wasser 

Biogene Verwitterung Huminsäuren, Kohlensäure 

Verwitterungsart 

Bei der Temperaturverwitterung verursachen Anisotropien im Gestein bei 

Temperaturschwankungen unterschiedliche Spannungen zwischen den Einzelmineralien, 

wodurch das Gefüge gelockert wird und schliesslich in Einzelkomponenten zerfällt. 

Hervorgerufen wird dieser Effekt einerseits durch die Insolation der äusseren Gesteinsschichten, 

andererseits durch tages- und jahreszeitlich bedingte Temperaturschwankungen der Luft. Die 

Eindringtiefe ist von der Leitfähigkeit des Gesteins und dem Wassergehalt abhängig 

(Kienholz, 2000). 

Die Frostverwitterung vermag vor allem in Gebirgsräumen mit häufigen Frostwechseltagen 

Gesteinsverbände effizient aufzulockern und Einzelkomponenten herauszulösen. Bedingung 

dafür ist das Vorhandensein von genügend Wasser, das beim Gefrieren in Spalten und Klüften 

durch seine Volumenzunahme von 9% extreme Druckspannungen auf das Gestein ausübt und 

dieses zu kantigen Einzelkomponenten zu sprengen in der Lage ist. Verstärkend wirkt das 

gerichtete Wachstum der Eiskristalle senkrecht zur Abkühlungsfläche. Eine weite Ausbreitung 

des Kluftsystem mit Verfügbarkeit von genügend Wasser (Niederschlag, Schmelze) ermöglicht 

bei genügender Dauer der Kälteperiode eine grosse Eindringtiefe der Gefrierfront 

(Kienholz, 2000). 

Die Ablösungsraten von Steinen zeigen in Abhängigkeit der geographischen Lage frostwechsel- 

und insolationsbedingt ein saisonales Maximum, dies liegt im Alpenraum zwischen Mai und Juni 

(Pancza, 1985). 

2.1.7 Auslösung 

Die Gravitation wirkt mit einem konstanten Betrag von 9.81m/s ständig in senkrechter Richtung, 

wodurch jeder Körper eine stete Beschleunigung in Richtung Erdmittelpunkt erfährt. 

Verschiedene Kräfte wirken der Gravitation entgegen. Gerät ein Körper in Bewegung, ist dies ein 

Zeichen eines Kräfteungleichgewichts, die schwerkraftbedingte Schubspannung überschreitet 

die Grenzschubspannung. (Schneuwly, 2003) 

8


Verschiedene Prozesse beeinflussen das Kräfteverhältnis, wobei Faktoren, die zur Erhöhung der 

Scherspannung beitragen als exogen, jene, die zur Reduktion der Scherfestigkeit beitragen, als 

endogen bezeichnet werden. Unter endogene Einflüsse fallen Verwitterung, progressiver Bruch, 

Erosion durch Sickerströmungen und geologische Eigenschaften. Als exogene Faktoren gelten 

Frostschub, Kluftwasserschub, Wurzeldruck, Belastungen, Stösse und Erschütterungen, sowie 

Wild und menschliche Tätigkeiten (Gsteiger, 1989). 

Die Blockform entscheidet unter anderem über die Stabilität der Lage. Liegt die vertikale 

Projektion des Massenmittelpunktes innerhalb der Auflagefläche des Körpers mit dem 

Untergrund, ist er stabil, liegt die Projektion ausserhalb der Auflagefläche liegt er labil und 

beginnt leicht zu rollen (Erismann und Abele, 2001). 

Im Gegensatz zu primärem Steinschlag aus Felsverbänden kann temporär abgelagertes Material 

wieder in Bewegung gesetzt und als sekundärer Steinschlag reaktiviert werden. 

2.1.8 Blockeigenschaften 

Die Form einer Steinschlagkomponente wird durch die geologischen Eigenschaften geprägt. Die 

Blockform, die durch Länge der drei Hauptachsen und den Rundungsgrad beschrieben wird, 

definiert das Trägheitsmoment des Sturzkörpers (Kienholz, 2002). Da sich aus diesen 

Blockparametern die Rotationseigenschaften ergeben, entscheidet die Blockform in Kombination 

mit dem Mikrorelief über die Bewegunsauslösung und Bewegungsart (Rollen oder Springen). 

Auch der Absprungswinkel und die Ablenkung ergeben sich aus genannten Grössen. Bei 

kubischen Formen wird der Energiegewinn vermehrt in Translationsenergie umgesetzt, was zu 

höheren Geschwindigkeiten als bei quadratischen, plattigen oder runden Blöcken führt. 

Andererseits wirkt dem entgegen, dass mit der Konzentration der Masse der Radius kleiner wird, 

was den Einfluss der lokalen Geländebeschaffenheit (Rauhigkeit, Dämpfung, Hindernisse) erhöht 

(Kienholz, 2002). Die geologischen und strukturellen Eigenschaften bestimmen, ob der Block bei 

einem Stoss zerbricht oder nicht und wie viel Energie beim Aufprall durch die Elastizität des 

Objekts erhalten bleibt. 

Abbildung 2-4: Hauptachsen (Kienholz, 2002) 

Tabelle 2-4: Form (Gsteiger, 1989) 

Blockform 

Hauptachsen 

a:b:c 

kubisch 1:1:1 

stängelig 2:1:1 

plattig 2:2:1 

tetraedrisch 

Rundere Blöcke tendieren generell aufgrund der Nähe von Gravitations- und Körperzentrum zum 

Rollen und Springen, während flache Steine eher gleiten (Erismann und Abele, 2001). Nach 

Schwitter (2000), Gerber (1994) und Krummenacher (1995) übersteigen generell runde Blöcke 

hinsichtlich Geschwindigkeit und Reichweite die Werte von plattigen. Wie von Azzoni et al. 

(1991) in Feldversuchen nachgewiesen, können sich plattige Steine aber in Einzelfällen wie ein 

Rad aufstellen und so mit kleiner Reibung und tiefer Baumtrefferwahrscheinlichkeit die höchsten 

Reichweiten überhaupt erzielen. Sturzkörper ähnlicher Form und Grösse weisen bei 

unterschiedlichen Geschwindigkeiten in der Transitzone immer ähnliche Sturzbahnen und 

Ablagerunszonen auf (Azzoni et al, 1991). 

Die Masse des Sturzkörpers ist insofern entscheidend, als dass Sturz eine reine Umwandlung 

von potentieller in kinetische Energie ist, wodurch massenreiche Komponenten während dem 

9


Sturzprozess aufgrund ihrer höheren Energie auch grössere kinetische Energien erreichen, was 

in einer grösseren Reichweite resultiert. Aufgrund der exponentiellen Beziehung bedeutet 

doppelte Geschwindigkeit gleichzeitig vierfache Energie, was auf die Wirkung grosser 

Sturzmassen hindeutet. 

2.1.9 Hangneigung 

Die Hangneigung wird als bedeutendste Grösse in der Dynamik des Steinschlagprozesses 

betrachtet (John und Spang, 1979). Sie bestimmt, ob ein potentieller Sturzkörper eine Bewegung 

erfahren kann, bzw. ob ein in Bewegung befindlicher Körper beschleunigt oder abgebremst wird. 

Durch die direkte Auswirkung auf die der Reibung zugrundeliegenden Normalkraft ist die 

Neigung einer der wichtigsten geschwindigkeits- und reichweitenreduzierender Faktoren (Meissl, 

1998). Das Gefälle bestimmt also zum einen, ob eine Bewegungsauslösung überhaupt möglich 

ist, und wenn ja, mit welcher Beschleunigung sich diese manifestieren kann. 

Bei grossen Hangneigungen dominieren die hangabwärtsgerichteten Kräfte und führen zu einer 

zunehmenden Geschwindigkeit, so dass Blöcke schon nach ca. 30 m Sturzdistanz ihre 

maximalen Geschwindigkeiten erreichen können (Zinggeler, 1989) und sich auf hohem 

Energieniveau weiterbewegen. Bei zunehmendem Gefälle nimmt durch flache Einfallswinkel der 

Energieverlust beim Aufprall ab (Meissl, 1998). 

Der Schwellenwert für die kritische Hangneigung, ab welcher Steinschlag möglich ist, wird in der 

Literatur zwischen 30° und 35° angegeben (John und Spang, 1979; Jahn, 1988; Gsteiger, 1989; 

Chau, 2002). Unterschreitet die Hangneigung über längere Distanzen den kritischen Wert von 

30°, verliert das Sturzmaterial seine Bewegungsenergie und wird definitiv gestoppt, der 

Transitbereich geht in den Ablagerungsbereich über (Kap. 0). Sturzmaterial oberhalb dieser 

Grenze, beispielsweise von Bäumen vorübergehend zum Stillstand gebrachtes Material, bleibt in 

einem labilen Zustand und kann in einem weiteren Ereignis als sekundärer Steinschlag 

reaktiviert werden, bis es endgültig zur Ablagerung gelangt. 

2.1.10 Relief 

Ein Relief führt durch Geländestufen oder lokale Verflachungen zu ausgeprägten 

Sprungverhaltens- und Geschwindigkeitsveränderungen. Infolge langer Flugphasen über 

Geländeabsätze und wenigen Bodenkontakten können stürzende Körper hohe Energien 

aufbauen. Die hohe Geschwindigkeit führt aber beim Aufprall zu einem umso grösseren 

Energieverlust beim Stoss mit dem Untergrund. Da ein Auftreffen mit steilem Winkel viel mehr 

kinetische Energie vernichtet, können bereits lokale Verflachungen und Mulden mit 

Lockermaterial als Fallböden wirken und stürzende Komponenten stark abbremsen oder 

allenfalls deren Ablagerung bewirken. (Gsteiger, 1989) 

Abbildung 2-5: Sprunghöhe: Werte vor (1) und nach (2) dem Absatz, 

beobachtete Baumtrefferhöhe (nach: Schneuwly 2003) 

10 

Die beobachteten Sprunghöhen in 

stufigem Relief sind mit Vorsicht zu 

geniessen, da ein abrupter 

Geländeübergang schon bei mässigen 

Energien zu sehr hohen Sprunghöhen 

führen kann, da eine Geländestufe durch 

eine lange Flugphase überbrückt wird 

(Abbildung 2-5). In diesem Fall besteht die 

beobachtete Sprunghöhe aus der Summe 

der eigentlichen Sprunghöhe und der 

Höhe des Geländeabsatzes.


Das Mikrorelief vermag durch kleine Unebenheiten den Absprungswinkel zu beeinflussen und 

kann dadurch eine starke Ablenkung des Blockes bewirken. Der Absprungprozess bestimmt im 

Wesentlichen die Bewegungsrichtung nach dem Aufprall. Die Form des Aufpralltrichters gibt 

Auskunft über die Einschlag- und Abprallrichtung des Steines. 

2.1.11 Oberflächenrauhigkeit 

Die Oberflächenbeschaffenheit beeinflusst einen stürzenden Körper massgeblich, indem sie 

durch verstärkte Rauhigkeitseigenschaften den Reibungswiderstand erhöht und seine Energie 

vermindert. Die Oberflächenbeschaffenheit wird durch lokale Unebenheiten, Hindernisse, 

liegende Komponenten, Totholz oder Vegetation gestaltet. Die Oberflächenrauhigkeit zeigt die 

grösste Bremswirkung, wenn die Unebenheiten die gleichen Masse wie die Hauptachsen der 

Sturzkomponenten haben. Diese können dadurch schon innerhalb kurzer Strecken gestoppt 

werden. Die Wirksamkeit der Oberflächenrauhigkeit misst sich also im Verhältnis zur Grösse des 

Sturzblockes. (Zinggeler, 1989) 

2.1.12 Dämpfung des Untergrundes 

Die Dämpfungseigenschaft des Untergrundes kommt bei jedem Kontakt mit dem Sturzkörper 

zum Tragen. Von ihr hängt unter anderem ab, wie viel der Eingangsenergie der Körper nach dem 

Stoss noch besitzt, d.h. mit welcher Energie er die nächste Flugphase beginnt. Beim 

Eindringprozess verursacht die Gesteinskomponente eine Materialverdrängung durch plastische 

Deformation im Untergrund und damit die Vernichtung von kinetischer Energie. Die 

Materialverdrängung zeigt sich im Gelände als Einschlagtrichter, dessen Grösse ein Mass für 

Einschlaggeschwindigkeit und Energieverlust darstellt. (Zinggeler, 1989) Die 

Untergrundverhältnisse bestimmen also, wie viel Widerstand der Sturzkomponente entgegen 

gebracht wird (Gerber, 1994). Bei jeder Kollision wird in Abhängigkeit der 

Dämpfungseigenschaften Bewegungsenergie vernichtet und der Stein abgebremst. Hohe 

Dämpfungseigenschaften verringern die Absprungenergie und damit die Sprunghöhen, was 

häufig zu eher rollenden Bewegungen führt. 

Die unterschiedlichen geotechnischen Eigenschaften des Untergrundes bewirken verschiedene 

Dämpfungseigenschaften beim Stossprozess (Zinggeler, 1989). Tiefgründiges Lockermaterial, 

Bodenbedeckung, Geröll und lockerer Hangschutt wirken dämpfender als anstehender Fels, 

Grossblöcke und flachgründiges Lockermaterial (Dorren et al., 2004). Durchfeuchtung und 

grosse Mächtigkeit des Untergrundes erhöhen die Dämpfungseigenschaften, während bei 

gefrorenem Boden im Winter die Dämpfung geringer ist. 

2.1.13 Vegetation 

Vegetationswirkung im Ausbruchsgebiet 

Wald im Ausbruchsgebiet von Steinschlag kann sich sowohl hemmend wie auch fördernd auf 

das Ablösen von Gesteinskomponenten auswirken und somit je nach Gebietsdisposition 

stabilisierend oder verstärkend auf den Prozess wirken. 

Das Wurzelwerk von Bäumen vermag lose Steine zusammenzuhalten und diese unter einer 

weiträumigen Wurzelschicht zu verfestigen. Diese Wirkung reicht über den Zeitraum des 

Absterbens des Einzelbaumes hinaus. Ein geschlossenes Kronendach vermindert durch 

Beschattung einerseits die Temperaturverwitterung, andererseits treten durch die geminderten 

Temperaturschwankungen am Boden weniger Frostwechsel auf. Der Aufbau einer Streuschicht 

ermöglicht die Bodenbildung und den Aufbau einer geschlossenen Flora, die durch ihr 

Wurzelwerk die Hangstabilität längerfristig wiederum verbessert. Bäume, liegendes Holz, Äste 

und Jungwuchs wirken vor allem im Entstehungsbereich von Steinschlag, bevor die 

11


Komponenten grössere Geschwindigkeiten erreichen können (Abbildung 2-6). So vermögen 

beispielsweise schon kleinere Sträucher Blöcke zurückzuhalten. (Baumgartner, 2002; Noack, 

2003) 

Wachsen Wurzeln in Risse und Klüfte, wirkt sich der als Folge des Dickenwachstums 

aufbauende Wurzeldruck steinschlagfördernd aus, die biogen-physikalische Verwitterung nimmt 

zu. Diese wirkt lockernd auf den Gesteinsverband und verstärkt verschiedene Schwächezonen, 

was wiederum das Eindringen von Sickerwasser und Frost ermöglicht (Abbildung 2-7). 

Gleichermassen lockernd wirkt die Übertragung der Kräfte von Schnee und Wind in der Krone 

auf den Wurzelbereich und das umliegende Bodenmaterial. Durch Bewegungen können Steine 

aus dem Verband gelöst sowie Risse ausgeweitet werden. Ebenfalls können schwere oder 

umstürzende Bäume auslösend wirken. Durch Stoffwechselvorgänge im Wurzelsystem gelangen 

CO2 und organische Säuren in den Boden und verstärken die chemische Verwitterung. Gleiches 

gilt für die Streuschicht von Nadelwäldern, in der ein saures Milieu geschaffen wird, das 

verwitterungsfördernd wirkt. (Baumgartner, 2002) 

Neben dem Aufbau von Bodenmaterial und Wurzelwerk und der Abgabe organischer Säuren 

wirkt Bodenvegetation als Verstärkung der Oberflächenrauhigkeit und der Dämpfung. Dichte 

Vegetation kann kleinere Sturzkörper wesentlich beeinflussen und sie in einer Phase mit tiefen 

Energien effizient zurückhalten. 

Abbildung 2-6: Grosse Effizienz von Wald im Ausbruchsgebiet: 

Rückhalt eines Grossblocks von ca. 13m 3 (Foto: 

R. Kühne) 

Vegetationswirkung in der Transit- und Ablagerungszone 

Abbildung 2-7: Wurzeldruck und Übertragung von Kräften von 

der Baumkrone auf den Gesteinsverband (Foto: 

R. Kühne) 

Die Bestockung im Transitbereich beeinflusst den Steinschlagprozess erheblich, da Baumtreffer 

wie auch die Kontaktreaktion mit dem Boden einen Teil der Bewegungsenergie des stürzenden 

Körpers vernichten. Nach Jahn (1988) zeigen sich im bewaldeten Gebiet drei bis 10 mal mehr 

Ablagerungen von Steinen. Auch wird festgestellt, dass Steine im Wald sehr frühen Baumkontakt 

haben und dadurch nur verminderte Geschwindigkeiten erreichen, was wiederum die Ablagerung 

fördert (Abbildung 2-8). 

Beim Kontakt mit Bäumen und Strauchvegetation werden stürzende Steine abgebremst oder 

kommen ganz zum Stillstand (Abbildung 2-9), Geschwindigkeiten und Sprunghöhen werden 

reduziert. Neben dem Energieverlust erfahren die Steine je nach Aufprallwinkel eine verschieden 

starke seitliche Ablenkung und können so ihre Sturzrichtung abrupt ändern. Die 

Energieabsorptionsfähigkeit ist abhängig von der Baumart und gestaltet sich als eine Funktion 

aus Baumdurchmesser und Steingrösse. Das Verhältnis zwischen der Energie eines Steines und 

der Baumstabilität entscheidet, ob der Baum gebrochen oder beschädigt und der Stein gebremst 

oder gestoppt wird. (Gerber, 1998) 

12


Entscheidend für den Steinschlag im Transitgebiet sind Anzahl, Durchmesser und Höhe der 

Bäume. Mit steigender Baumdichte und Baumhöhe steigt die Trefferwahrscheinlichkeit, während 

mächtigere Bäume mehr Energie zu vernichten in der Lage sind. (Schwitter, 2000) 

Liegendes Holz verstärkt die Oberflächenrauhigkeit und kann wie hohe Stöcke Steine vollständig 

bremsen. Quer liegende Stämme verlangsamen und kanalisieren den Steinschlag (Abbildung 

2-10). Asthaufen verbessern die Dämpfung um ein Vielfaches. (Schönenberger et al., 2005; 

Noack, 2003; Schwitter, 2000) 

Abbildung 2-8: Waldwirkung in der 

Transitzone (Foto: R. 

Kühne) 

Abbildung 2-9: Steinrückhalt durch 

Strauchvegetation (Foto: 

R. Kühne) 

Abbildung 2-10: Bremsende Wirkung von 

liegendem Totholz (Foto: 

R. Kühne) 

Im Gegensatz zu der Entstehungszone wirkt die Rauhigkeit der Bodenvegetation aufgrund der 

höheren Energie stürzender Steine deutlich geringer, kann aber für kleinere Komponenten 

massgebend sein (Funktion aus Steingrösse und Vegetationsrauhigkeit). Die 

Dämpfungseigenschaften können durch den Aufbau einer teils mächtigen Streu- und 

Bodenschicht wesentlich verstärkt werden. 

Im Auslaufgebiet wirken Bäume grundsätzlich gleich wie im Transitbereich, durch die geringere 

Energie der Steine können aber bereits kleinere Bäume eine vollständige Abbremsung bewirken 

(Abbildung 2-11; Abbildung 2-12). 

Auch für die weitere Vegetation ist bei gleicher Wirkung wie in Ausbruchs- und Transitgebiet die 

Effizienz aufgrund geminderter Bewegungsenergien der Steine deutlich erhöht. 

Abbildung 2-11: Bremswirkung kleiner Bäume (Foto: S. Perret) 

Abbildung 2-12: Gestoppter Grossblock (Foto: M. Stoffel) 

13

2.1.14 Anthropogene Einflüsse 


Im allgemeinen werden aktive und passive Massnahmen gegen Naturgefahren unterschieden. 

Unter aktiven Massnahmen werden direkte Eingriffe in das Prozessgeschehen und Handlungen 

mit dem Zweck, die Gefahr zu verkleinern oder zu verhindern, verstanden. Alle technischen und 

ökologischen Massnahmen gehören dieser Kategorie an (Abbildung 2-13; Abbildung 2-14). Die 

passiven Schutzmassnahmen zielen durch Vermeiden potentiell gefährlicher Räume auf eine 

Reduktion des Schadenpotentials ab, als Beispiel können raumplanerische Massnahmen 

aufgeführt werden. 

Für den Steinschlag als Prozess sind nur die aktiven Massnahmen mit direkter Einflussnahme 

auf den Prozessablauf von Relevanz. Dies können Stabilisierungen im Ausbruchsgebiet, 

bautechnische Massnahmen wie Dämme, Erdwälle, Auffangnetze oder biologische Massnahmen 

wie forstliche Eingriffe sein. ( Noack, 2003) 

Abbildung 2-13: Schutzdamm oberhalb Täsch (Foto: M. Stoffel) Abbildung 2-14: Auffangnetze und Block über der Autobahn A2 

(Foto: R. Kühne) 

14

2.2 Schutzwald 


Der Begriff Schutzfunktion umfasst die gesellschaftlichen Schutzansprüche und die Wirkung des 

Waldes gegen Naturgefahren. In der Schweiz spricht man heute von Schutzwald, wenn er 

Menschen oder Sachwerte vor Lawinen, Steinschlag, Rutschungen, Erosion, Murgang oder 

Hochwasser direkt oder indirekt schützt. „Die Schutzwirkung entspricht der gegenwärtigen 

Fähigkeit oder Eignung des Bestandes, einzelne Naturgefahren in ihrer Entstehung zu 

verhindern oder in ihrer Wirkung zu mindern“ (Brändli und Herold, 1999, S. 339). 

In der Schweiz werden Waldbestände seit längerer Zeit als eine der wichtigsten 

Schutzmassnahmen gegen Naturgefahren betrachtet (Ott et al., 1997). Brang et al. (2001) 

konnten zeigen, dass Waldbestände einen effizienten und nachhaltigen Schutz gegen 

Steinschlag darstellen, indem sie stürzende Steine zu stoppen oder verlangsamen in der Lage 

sind. 

In rund 31% aller Gebirgswälder der Schweizer Alpen ist der Prozess Steinschlag von 

Bedeutung und stellt damit nach Lawinen die zweithäufigste Bedrohung dar (Mahrer et al., 1988). 

Dementsprechend hoch ist die Schutzwirkung von Wald gegenüber Steinschlag. Das zweite 

Landesforstinventar LFI II (Brändli und Herold, 1999) gibt genaue Auskunft über Zustand und 

Stabilität der Schweizer Steinschlagschutzwälder (Tabelle 2-5). 

Tabelle 2-5: Schutzfunktion des Gesamtwaldes und des Steinschlagschutzwaldes (nach: Brändli und Herold, 1999) 

Steinschlagschutzwald CH: 

Schutzwirkung sehr gut gut mittel gering 

Anteil (%) 4.2 16.2 29.2 51.4 

Wie in Kapitel 2.1.13 dargestellt, ist also die steinschlaghemmende Wirkung von Wald und 

Totholz erwiesen. Sie wirkt in verschiedenen Ausprägungen und ist quantitativ schwierig zu 

erfassen. Dennoch muss versucht werden, die Waldwirkung mit allgemeingültigen Werten zu 

beziffern, um die Erkenntnisse für praktische Anwendungen und Modellierungen zugänglich zu 

machen. Vor allem die Frage, wie viel Energie eines stürzenden Steines ein Baum wirklich zu 

absorbieren in der Lage ist und welches Verhalten er zeigt, ist Gegenstand verschiedener 

Forschungsansätze. 

2.2.1 Bruchfestigkeit von Holz 

Gerber (1998; 2000) beschreibt statische und dynamische Versuche zur Bruchfestigkeit von 

Holz, der Bruchschlagarbeit pro Baum und zum Abbremsvorgang. Auf Basis der 

Festigkeitseigenschaften von Holz wurden dynamische Versuche mit einem Pendel durchgeführt, 

die Aussagen über die Bruchschlagarbeit geben (Gerber, 1998). Für die Bruchfestigkeit einfacher 

statischer Systeme ist der Abbremsvorgang ebenfalls von Bedeutung. Dafür schlägt Gerber 

(2000) eine Methode zur einfachen Berechnung von Kräften beim Abbremsvorgang von Steinen 

bei bekannter Masse und Geschwindigkeit vor. 

2.2.2 Dynamik des Gesamtbaumes 

Da es sich beim Kontakt eines Sturzkörpers mit einem Baum um einen dynamischen Prozess 

handelt, sind die statisch ermittelten Werte nicht oder nur bedingt zu verwenden. Um die Arbeit 

zu quantifizieren, müssen Faktoren wie Baumdurchmesser, Baumart, Art und Anzahl Treffer 

berücksichtigt werden. Die gesamte von einem Baum aufgenommene Energie lässt sich also nur 

15


unter Betrachtung des Gesamtsystems Baum ermitteln. Denn entgegen den statischen 

Bruchmodellen wirken am Baum auch Scherspannungen, zudem können durch dynamisches 

Verhalten beträchtliche Energiemengen über die Krone und das Wurzelsystem abgebaut 

werden. (Gerber, 1998) 

Hier sind vor allem zwei aktuelle Forschungsansätze zu erwähnen. Dorren et al. (eingereicht) 

sowie Dorren und Berger (im Druck) konnten durch die Vermessung von künstlich ausgelösten 

Blockschlagereignissen die Trajektorien der Sturzkörper nachrechnen und die Energieverluste 

bei Baumtreffern beziffern. Berger et al. (2002) weisen in ihren Analysen betreffend Bremskraft 

von Bäumen darauf hin, dass in vielen Modellen nur die Werte der Bremskraft der 

Bruchschlagarbeit des Baumstammes miteinbezogen wird. Die Energieaufnahmen des 

Gesamtsystems Baum wird ihrer Meinung nach in vielen theoretischen Arbeiten immer noch 

unterschätzt, teils mit bis zu Faktor 10. 

Das Institut für Schnee- und Lawinenforschung in Davos befasst sich mit den mechanischen 

Stabilitätseigenschaften des Einzelbaumes (SLF, 2005; Foetzki et al., 2004). Aus Umzieh- und 

Anprallversuchen werden Daten für ein Einzelbaummodell generiert, das in Verbindung mit einer 

Datenbank mechanischer und biologischer Eigenschaften in ein Matrixmodell zur Modellierung 

von Waldbeständen und deren Interaktion mit Naturgefahren implementiert werden soll. 

2.2.3 Waldbauliche Ansätze 

Die Zusammenfassung der forsttechnischen Umsetzungen in Tabelle 2-6 basiert auf den 

Vorschlägen des Programms Nachhaltigkeit im Schutzwald NaiS des BUWAL (Frehner et al., 

2005). Als räumliche Gliederung werden die in Kapitel 2.1.3 dargestellten Zonen verwendet. 

Tabelle 2-7 zeigt in Abhängigkeit von Steingrösse und –volumen den minimalen 

Baumdurchmesser, welcher den Steinschlag relevant beeinflussen kann. 

Tabelle 2-6: Waldbauliche Umsetzung: Erkenntnisse zur Waldwirkung gegen Steinschlag ( Frehner et al., 2005) 

Wald Totholz 

Entstehungsgebiet Keine schweren oder instabilen Bäume Gute Verankerung 

Transitgebiet Wirksamer Durchmesser Holz diagonal zur Falllinie 

Nachhaltige Stammzahlen Holz quer zur Falllinie 

Wald nahe am Ausbruch Asthaufen zur Dämpfung 

Wurzelteller für Rauhigkeit 

Hohe Stöcke für Rauhigkeit 

Ablagerunsgebiet Reduzierter Zieldurchmesser Liegendes Holz gegen Rollen 

Höhere Stammzahlen Asthaufen zur Dämpfung 

Tabelle 2-7: Steingrössen und angenommene wirksame Baummindestdurchmesser (Frehner et al., 2005) 

Steinvolumen 

(m3) 

Steindurchmesser 

(m) 

Wirksamer 

Mindestdurchmesser (m) 

< 0.05 < 0.4 < 0.2 

0.05 - 0.20 0.4 - 0.6 0.2 - 0.35 

0.20 - 5.00 > 0.6 > 0.35 

Das Anforderungsprofil des Waldes bezüglich Steinschlag in Anhang A2.2 beschreibt den 

potentiellen Schutzbeitrag eines Bestandes für verschiedene Steingrössen. Minimale und ideale 

Anforderungen sowie vertikales und horizontales Bestandesgefüge werden benannt (Frehner et 

al., 2005). 

16

3 UNTERSUCHUNGSGEBIETE 

Für den Vergleich modellierter Steinschlagkennwerte mit den real ablaufenden Prozessen 

kommen grundsätzlich nur Gebiete mit regelmässigem Steinschlag in Frage. Da einerseits 

ROCKYFOR durch den Einzelbaumbezug speziell für bewaldete Gebiete eine höhere 

Simulationsgenauigkeit verspricht, andererseits die Waldwirkung quantifiziert werden soll, 

wurden nur Perimeter mit relevanten Beständen berücksichtigt. Für die Beurteilung der 

Modellresultate muss sich der Steinschlag anhand von rezenten Trajektorien, Baumtreffern und 

Akkumulationen von Steinschlagmaterial deutlich im Gebiet manifestieren. Diese Merkmale 

dienen zur Charakterisierung des Prozesses sowie zur Bewertung der Simulationsresultate. 

Neben den erwähnten Kriterien wurden bewusst Gebiete gewählt, für die durch Vorarbeiten 

bereits Daten generiert worden waren (Tabelle 3-1). Als den Anforderungen entsprechend sind 

ein Perimeter unterhalb des Schwarzenberges im Diemtigtal, der Stotzigwald bei Gurtnellen und 

das Täschgufer im Mattertal als Untersuchungsgebiete ausgewählt worden (Abbildung 3-1). 

Abbildung 3-1: Geographische Lage der Testgebiete ( nach: Educeth, 2005) 

Tabelle 3-1: Gebietskenngrössen der gewählten Untersuchungsgebiete 

Diemtigtal DT Stotzigwald SW Täschgufer TG 

Gemeinde Diemtigen BE Gurtnellen UR Täsch VS 

Höhe (m ü.M.) 1210 - 1280 650 - 1000 1430 - 3100 

Exposition Südost West West 

Fläche (ha) 0.3 7.5 26 

Neigung (°) 40 45 20-48 

Gestein Kalk, Dolomit Granit, Serizitgneise Paragneis, Glimmerschiefer 

Hauptsteingrösse Radius (m) 0.1 0.2 0.4 Wg Wohngebäude 

Hauptbaumart Fichte Fichte Lärche Ö Ökonomiegebäude 

Baumdichte (Bäume/ha) 520 561 120 A Autobahn 

Mittlerer BHD* (cm) 21 38 30 K Kantonsstrasse 

Bauwerke keine Steinschlagnetze 7 Schutzdämme F Forststrasse 

Schadenpotential F, W A, K, F, W Wg, Ö, K, W W Wanderweg 

* BHD = Brusthöhendurchmesser 

17

TEIL B: METHODENTEIL 

Für die Validierung des Modells ist entscheidend, dass Simulationen in Gebieten mit 

unterschiedlichen Dispositionen durchgeführt werden, um das Verhalten des Modells auf sich 

ändernde Bedingungen zu untersuchen. Obwohl alle Untersuchungsgebiete obengenannte 

Grundkriterien erfüllen, weisen sie verschiedene Ausprägungen auf. Die Gebiete unterscheiden 

sich hinsichtlich Gebietsgrösse, Geologie, Relief, Steingrössen, Häufigkeit und Intensität der 

Ereignisse, Waldbestand und Auflösung der vorhandenen Daten (Tabelle 3-1). 

3.1 Diemtigtal DT 

Abbildung 3-2: Ausschnitt der Landeskarte 1:25`000: Blatt 1227 

(LT 1993) mit eingezeichnetem Testgebiet DT 

Der Perimeter befindet sich auf Gebiet der 

Gemeinde Diemtigen im Diemtigtal, Kanton 

Bern, und kann geographisch zu den 

Voralpen des Berner Oberlandes gezählt 

werden. Betrachtet wird ein baumbestocktes 

Gebiet am Fusse der über 400 m hohen 

Kalkfelswand des Schwarzenberges 

(Abbildung 3-2). Der heutige Wald stockt auf 

einer tiefgründigen Schutthalde, die aus der 

Gehängeschuttablagerung regelmässiger 

Steinschläge aufgebaut ist. Das nach Südost 

exponierte Gebiet ist mit einer Fläche von 

0.3ha und einer Höhenausdehnung von 1210 

– 1280 m ü.M. relativ klein. (Perret, 2005) Die 

in Abbildung 3-2 ersichtliche Forststrasse auf 

1200 m. ü.M. bildet die untere Begrenzung 

des Perimeters. 

Tektonik und Geologie 

Das Gebiet ist Teil der Twierihorn-Schuppe, 

die den präalpinen Klippendecken angehört. 

Die Klippen der Préalpes gehören zu einer 

Schubmasse mittelpeninnischner Sedimente. 

Die Schichtköpfe des triadischen 

Kalkkomplexes fallen gleichmässig isoklinal 

mit 30-40° nach West-Nordwest ein, so dass 

die Schichten im Wesentlichen dem 

Nordwestabhang folgen. Gegen Osten ist in der Wand des Schwarzenberges die Trias auf einer 

Gesamtmächtigkeit von ca. 430 m aufgeschlossen, deren Kalke und Dolomite sind zeitlich dem 

Ladinien und Anisien, also dem Muschelkalk der mittleren Trias zuzuordnen. Die Lithologie der 

biogenen mesozoischen Sedimente hat ein Alter von ca. 250-210 mio Jahren. (Marti, 1960) 

Klima und Boden 

Für die Charakterisierung des Klimas können die Klimastationen in Adelboden und Thun 

herangezogen werden. Die Jahresmitteltemperatur bewegt sich um 6° C, bei einem mittleren 

Jahresniederschlag von ca. 1350 mm (Jahre 1971-1996, aus: Swisstopo, 2005). Der Boden des 

Untersuchungsgebietes kann gemäss deutscher Bodensystematik als terrestrischer O/C-Boden 

(FAO: Leptosol) in Form von organischem Material in Verbindung mit Skelettsubstrat typisiert 

werden. Auflagehumus und Spaltenfüllung sind vorhanden (Baumgartner, 2002). 

18

Vegetation 


Der Waldbestand baut sich im Wesentlichen aus Fichten (Picea abies, (L.) Karst.) auf, durchsetzt 

von Ebereschen (Sorbus spp.) und Bergahorn (Acer pseudoplatanus) in kleinen Teilen. Die 

Fichten als Flachwurzler erreichen maximale Höhen von 35 m und der Median des 

Brusthöhendurchmesser (BHD) liegt bei 26 cm, unterliegt aber grosser Variabilität. Als Vertreter 

der Ebereschen wachsen Vogelbeer (Sorbus acuparia) und Maulbeer (Sorbus aria) zu Bäumen 

mit 10 cm mittlerem BHD und bis zu 10 m Höhe. Der Bergahorn als zahlenmässig drittstärkste 

Baumart erreicht Höhen von 17m und einen mittleren BHD von 16 cm. (Baumgartner, 2002) 

Die Bodenvegetation besteht aus Gras und einer geringwüchsigen, treppigen Krautschicht aus 

Schneeheide (Erica carnea), Heidelbeere (Vaccinium myrtillus) Habichtskraut (Hieracium) und 

Preiselbeere (Vaccinium vitis-idaea). (Baumgartner, 2002; Freenet, 2005) 

Geomorphologie 

Grundsätzlich ist das Untersuchungsgebiet glazial überprägt. Die Lithologie der relativ 

verwitterungsunanfälligen Kalke und Dolomite hat zu der ausgeprägten Felswand geführt, die 

das Ausbruchsgebiet von regelmässigem Steinschlag bildet. Das daraus resultierende Material 

hat zu einer Gehängeschuttablagerung in Form einer tiefgründigen Schutthalde vom Wandfuss 

bis ans Bachbett des Chirels geführt (Abbildung 3-3). Die Oberflächenbedeckung besteht aus 

kubischen Steinschlagkomponenten in der Grösse von wenigen Zentimetern bis mehreren 

Dezimetern (Baumgartner, 2002). Im Gebiet tritt keine nennenswerte Beeinflussung durch 

Oberflächengewässer auf. Auch weitere Prozesse wie Lawinen, Murgang und Rutschung sind 

vernachlässigbar und Permafrost tritt aufgrund der Höhenlage nicht auf. 

Oberflächenbeschaffenheit 

Die mittlere Neigung liegt bei 40° mit gleichförmigem, wenig ausgeprägtem Mikrorelief (Abbildung 

3-4). Kleinere Unebenheiten werden durch Geländestufen bis 1m, Wurzeln, Stöcke und 

abgelagertes Material gebildet. Die Rauhigkeit ist ebenfalls klein, vor allem Baumwurzeln, 

liegende Stämme und Äste, Gebüsch und Steinschlagablagerungen tragen dazu bei. 

Krautschicht, Humusbedeckung und die tiefgründige Schutthalde führen zu mittleren bis hohen 

Dämpfungseigenschaften. Vernässungen sind nicht vorhanden. 

Abbildung 3-3: Schwarzenberg von Süden: Rot markiertes 

Testgebiet (Foto: M. Baumgartner) 

Steinschlagprozess 

Abbildung 3-4: Relief Diemtigtal: gleichförmige Neigung und 

schwache Ausprägung des Mikroreliefs (Foto: 

R. Kühne) 

Das Steinschlagmaterial stammt aus der Südostwand des Schwarzenberges, wobei die genauen 

Ausbruchszonen aufgrund der Grösse und Unzugänglichkeit der Wand schwierig zu lokalisieren 

sind. Direkt oberhalb des untersuchten Perimeters ist eine frische Ausbruchszone festzustellen 

(Abbildung 3-5). Aufgrund der enormen Höhendifferenz des potentiellen Ausbruchsgebietes wirkt 

19


sich die genaue Startzone wesentlich auf die zu erwartenden Energien der Komponenten beim 

ersten Bodenkontakt aus. Die Hauptsteingrösse weist einen mittleren Radius von 10 cm auf. 

Die Schutthalde stellt vom Wandfuss über die Forststrasse bis zum Bach die Transitzone dar. 

Über das ganze Gebiet treten auch Ablagerungen auf, bedingt durch den Reliefwechsel im 

untersten Perimeterbereich (Abbildung 3-6) und auf der Strasse. Somit überschneiden sich 

Transit- und Ablagerungszone zu weiten Teilen. 

Abbildung 3-5: Aktives Entstehungsgebiet Diemtigtal: Frische 

Ausbruchsstellen im nordwestlichen Bereich 


Schadenpotential 

Abbildung 3-6: Akkumulation von abgelagertem 

Steinschlagmaterial im südwestlichen Bereich 


Der nördliche Teil des Schwarzenberges ist auf der Gefahrenhinweiskarte des Kantons Bern als 

Konfliktgebiet ausgeschieden. Es sind im Bereich des Untersuchungsgebietes keine Siedlungen 

betroffen, wohl aber die Forststrasse, die als Zufahrt zu einem Wohnhaus und 

Landwirtschaftsbetrieb dient. Auch Wanderwege liegen im Prozessbereich des Steinschlags. 

Durch forstliche Eingriffe ist ein Teil des Waldes geschlagen worden. Alle Referenzdaten und 

Modellierungen beziehen sich aber auf die Situation vollständiger Bestockung 

Anthropogene Einflüsse 

Das Gebiet wird extensiv forstwirtschaftlich genutzt. Schutzmassnahmen wie Bauwerke sind 

nicht vorhanden. 

Historische Ereignisse 

Das Gebiet unterhalb des Schwarzenberges gilt seit jeher als aktives Steinschlaggebiet. 

Ereignisse mit kleineren Komponenten und beschränkten Energien sind regelmässig. 

20

3.2 Stotzigwald SW 


Abbildung 3-7: Ausschnitt der LK 1:25`000: Blatt 1212 (LT 1985) mit eingezeichnetem Testgebiet SW 

Der Perimeter Stotzigwald liegt auf Gemeindegebiet von Gurtnellen im Kanton Uri. Das Gebiet 

erstreckt sich auf einer Fläche von 7.5 ha von der Gotthardautobahn A2 auf 650 m ü.M. bis zu 

der Maiensässsiedlung Vrenisbergli auf 1000 m ü.M. (Abbildung 3-7). Das westexponierte 

Gelände ist von zahlreichen instabilen Felsbändern durchzogen, die als Ausbruchszonen von 

Stein- und Blockschlag eine potentielle Gefährdung der wichtigen Verkehrsverbindung darstellen. 

Wie der Name Stotzigwald (stotzig = steil) sagt, weist das Gebiet mit durchschnittlich 45° grosse 

Neigungen mit häufigen senkrechten Stufen auf. 


Tektonisch gehört das Gebiet zum Infrahelvetikum, genauer zum Aarmassiv. Durch den 

Übergang zweier geologisch unterschiedlicher Zonen treten einerseits kristalline Gesteine 

jungpaläozoischer Intrusiva auf, andererseits paramesozoisches hochmetamorphes Altkristallin. 

Die Schichten fallen ostwärts, also hangeinwärts, mit einem Winkel zwischen 45° und 80°. In der 

Lithologie treten massige Granite mit Übergängen in Quarzdiorit und Syenit auf, weiter 

verwitterungsanfällige Serizitgneise, Glimmerschiefer und teilweise Amphibolit- und Dioritporphyr 

mit Alter zwischen 540 und 250 mio Jahren (Kläger, 2003; Thali, 1997; Swisstopo, 2005). 


Die Jahresmitteltemperatur beträgt ca. 7.7° C bei einem mittleren Jahresniederschlag von 

1300 mm (Swisstopo, 2005). Das Gebiet im Reusstal liegt oft im Einflussgebiet des Föhnes, 

eines trockenen, warmen Fallwindes aus südlicher Richtung. 

Der Boden besteht aus Lithosolen mit sehr geringer Speicherkapazität, ausgebildet als Gesteinsrohboden. 

21

Vegetation 


Der Blockschutt der untersten Partien ist von Linden-Mischwäldern (Tilia) bedeckt, während 

darüber auf dem grössten Teil der Fläche Tannen-Fichtenwälder (Abies alba Mill., Picea abies) 

der hochmontanen Stufe stocken, deren Tannenanteil aber deutlich zu niedrig ist. Die Buche 

(Fagus) kann sich nicht bestandesbildend durchsetzen, vermutlich neben dem in den nördlichen 

Zwischenalpen ohnehin nur endemischen Vorkommen auch aufgrund des Föhn-Prallhanges 

(Kläger, 2003; Thali, 1997). 

Neben kleinen mit Haselsträuchern (Corylus avellana L.) bedeckten Flächen treten vereinzelt 

Laubbaumstandorte auf. Eine geschlossene Krautschicht fehlt weitgehend, während auch nur 

spärlicher Grasbewuchs auftritt. 


Die deutlich glaziale Überprägung des Trogtales wird im Stotzigwald von Sturzprozessen 

überlagert. Dadurch baut sich die Oberflächenbedeckung aus geringmächtigem 

Moränenmaterial, überlagert von Sturzkomponenten verschiedener Grösse auf, immer wieder 

unterbrochen von anstehenden Felspartien. Das Lockergestein aus grobem Blockschutt ist meist 

sehr labil. 

Während eine markante baumfreie Runse bei Starkniederschlägen und Schneeschmelze der 

Entwässerung dient, sind keine weiteren Oberflächengewässer vorhanden. Die Runse ist nicht 

ein eigentlicher Bachlauf, sondern eine durch die Wechselwirkung von Geologie, Steinschlag, 

Gleitschnee und Wasser gebildete baumfreie Schneise. 

Die Prozesse Lawinen, Murgang und Rutschung können vernachlässigt werden. Permafrost tritt 

aufgrund der Höhenlage im Stotzigwald nicht auf. 


Das Gebiet weist eine mittlere Neigung von 45° auf, wobei viele Geländestufen das Mikrorelief 

sehr stark beeinflussen. Das Gelände ist uneinheitlich und stark strukturiert (Abbildung 3-8), was 

in einem sehr groben Relief resultiert und grosse Sprunghöhen stürzender Steine begünstigt. Die 

Rauhigkeit unterscheidet sich kleinräumig stark, ist aber allgemein tief, da sich einerseits 

angesichts der Neigung kaum grössere Schuttansammlungen bilden, andererseits wenig 

bremsende Bodenvegetation vorhanden ist. Nur einzelne Sturzschuttablagerungen stellen eine 

Erhöhung der Rauhigkeit dar (Abbildung 3-9). Aus den gleichen Gründen ist die Dämpfung sehr 

gering. Vor allem die nicht oder kaum bedeckten Felspartien bewirken nur wenig Energieverlust 

beim Auftreffen eines Steines. 

22 

Abbildung 3-8: Unregelmässiges Relief und deutliche 

Steinschlagspuren: Hang oberhalb der 

Autobahn A2 


Abbildung 3-9: Oberflächenrauhigkeit im Stotzigwald: Grobe 

Sturzschuttablagerungen, Gebüsch und liegende 

Stämme erhöhen die Rauhigkeitswerte 

(Foto: R. Kühne)



Eine Vielzahl verwitterungsanfälliger, stark aufgelöster Felsbänder können als Ausbruchszonen 

von Steinschlag wirken, vor allem sind es aber die markanten Partien unterhalb der Verflachung 

des Vrenisberglis zwischen 900 und 1000 m ü.M. (Abbildung 3-10). Diese Startzonen sind 

insofern wichtig für die Modellierung, da dort ausbrechende Steine aufgrund ihrer maximalen 

Lageenergie auf der Sturzbahn bis zur Autobahn die grössten Geschwindigkeiten entwickeln 

können. Durch das Hangeinwärtsfallen der Schichten wird Hakenwurf und das Abkippen von 

Gesteinspaketen begünstigt. Auch hat die postglaziale Druckentlastung zu hangparallelen 

Klüften geführt, welche Erosion und Auflockerung beschleunigen. Neben dem anstehenden Fels 

wirken über das ganze Gebiet Lockermaterialansammlungen als Quellen von sekundärem 

Steinschlag. Von Bäumen zurückgehaltene Blöcke oder Schuttansammlungen auf 

Geländeverflachungen sind instabil und können sich jederzeit wieder in Bewegung setzen. Die 

beobachtete Hauptsteingrösse liegt im Bereich eines Radius von 20 cm. 

Neben den erwähnten Ansammlungen wirkt der betrachtete Bereich vor allem als Transitzone für 

Steinschlag (Abbildung 3-11). Die Ablagerung geschieht natürlicherweise erst im Talboden. In 

den Schutznetzen über der Autobahn und auf der Forststrasse werden die Sturzkörper aber 

frühzeitig gestoppt. 

Abbildung 3-10: Aktives Entstehungsgebiet im Stotzigwald: 

Bestockter Bereich mit hängenden Paketen 

und frischen Ausbruchsspuren 

(Foto: R.Kühne) 


Abbildung 3-11: Baumfreie Steinschlagrinne im Stotzigwald: 

Bevorzugter Transitbereich (Foto: R. Kühne) 

Im Stotzigwald sind keine Siedlungen durch Steinschlag gefährdet. Mit der Autobahn A2, die 

durch den Gotthardtunnel nicht nur die Nord- und Südschweiz sondern auch Italien mit 

Deutschland verbindet, ist aber eine der wichtigsten europäischen Verkehrsverbindungen 

überhaupt betroffen. Mit einem durchschnittlichen täglichen Verkehrsaufkommen von 18`700 

Fahrzeugen im Jahr 2000 (ASTRA, 2005) ist das Schadenpotential enorm und die Gefährdung 

von Menschenleben hoch. In Kombination mit der Regelmässigkeit von Stein- und Blockschlag 

(= tiefe Jährlichkeit) ist das Risiko gross. Weiter stellen die Forststrasse und Wanderwege 

zusätzliches Schadenpotential dar. 


Mit einer Reihe von Schutznetzen wurde versucht, das Risiko mit technischen Massnahmen zu 

vermindern. Durch die kurze Verflachung der Forststrasse ist vor der Autobahn ein Bremsraum 

für stürzende Steine gegeben, der wiederum von Netzen mit einer Dimensionierung für 

23


mindestens 500kJ abgeschlossen wird (Kläger, 2003). Neben diesen Bauwerken stellt die Pflege 

und der Unterhalt des Waldes einen wichtigen Teil der Massnahmen gegen die 

Steinschlaggefährdung dar. Die forstliche Nutzung beschränkt sich ausschliesslich auf die 

Waldpflege und die Sicherung von genügend Verjüngung. Bei einer massiven ökonomischen 

Bedeutung des Schutzwaldes ist die Holzgewinnung defizitär. (Thali, 1997) 


Historische Stein- und Blockschläge sind ebenso wie Felsstürze reichlich dokumentiert. Neben 

Daten des Forstdienstes und des Tiefbauamtes zeigen Presseberichte, Geländespuren und 

Ablagerungen in den Schutznetzen deutlich die hohe Aktivität. Im Bericht des Amtes für Wald 

des Kanton Uri (Kläger, 2003) wird die Eintretenswahrscheinlichkeit von Stein- und Blockschlag 

auf monatlich geschätzt, während die Jährlichkeit von Felssturz bei 80-100 angenommen wird. 

Die Verkehrswege unterhalb des Stotzigwald werden als einer der meist steinschlag- und 

felssturzgefährdetsten A2-Abschnitte im Kanton Uri bezeichnet. So haben beispielsweise in den 

Jahren 2002 und 2005 Felsstürze und Blockschläge die Autobahn in Mitleidenschaft gezogen 

(vergl. Anhang A1.1). 

3.3 Täschgufer TG 

Abbildung 3-12: Ausschnitt der LK 1:25`000: Blatt 1328 (LT 1995) mit eingezeichnetem Testgebiet TG 

Der Perimeter Täschgufer liegt auf Gemeindegebiet von Täsch im südlichen Mattertal, Kanton 

Wallis (Abbildung 3-12). Das Testgebiet ist mit 26 ha das grösste der drei ausgewählten und 

erstreckt sich vom Talgrund auf 1430 m ü.M. bis zum Gipfel der Leiterspitzen auf 3100 m ü.M.. 

Das Gelände ist nach Westen exponiert und gliedert sich morphologisch in drei Teile. An die 

historische Bergsturzablagerung im Norden schliessen sich im oberen und mittleren südlichen 

Bereich relativ flache Schutthalden an, während der untere südliche Bereich mit Lärchen (Larix 

decidua) bestockt ist. 

24



Das Täschgufer gehört tektonisch zur Einheit der im Mesozoikum entstandenen peninnischen 

Decken und stellt geologisch eine Schuppenzone zwischen der Siviez-Mischabel und der Monte 

Rosa-Decke dar. Durch die starke Schieferung herrschen Zweiglimmer-Paragneise mit lagigem 

Aussehen vor. Die Gneise der Absturzzone sind von Prasiniten, Amphiboliten und Quarziten 

durchsetzt, meist massig und weisen frische Brüche auf. Eine tiefgreifende Hanginstabilität führt 

zu einer starken Zerrüttung und Klüften mit grossen Öffnungsweiten von bis zu 1.2 m. Dadurch 

ist die Disposition für ein aktives Steinschlaggebiet gegeben, dessen Komponenten meist plattig 

in der Form sind und beim Abgang kaum zertrümmert werden. (Lauber, 1995) 

Bei einem Schichtfallen mit 40-80° in Richtung 290° folgt die Talflanke im Wesentlichen der 

Hauptschieferung. Die Differenz zwischen Hangneigung und Schichtfallen führt aber zu einem 

Ausbeissen der Schichten, die daraus entstehenden Schichtköpfe gelten als Zonen mit erhöhtem 

Ausbruchsrisiko für Steinschläge. (Lauber, 1995) 


Das Wallis ist ein inneralpines Trockental mit starkem vertikalen Niederschlagsgradienten. 

Während im Durchschnitt auf 1400 m ü.M. 700 mm/a Niederschlag fallen, sind es auf 

3000 m ü.M. bereits 1000 mm/a. Dazu kommt, dass einzelne Ereignisse beträchtliche 

Niederschlagsmengen in kurzer Zeit bringen können. Die Jahresmitteltemperatur liegt auf 

3000 m ü.M. bei ca. –2.3° C, auf 1400 m ü.M. bei 4.7° C. 

Der Boden besteht aus Gesteins-Rohboden (Lithosolen) und Regosolen. (Swisstopo, 2005) 

Vegetation 

Die Lärche ist die bestandesbildende Art, wobei die Bestockungsdichte sehr unterschiedlich ist. 

Allgemein herrschen tiefe Stammzahlen vor. Im unteren Bereich kommen vereinzelt Fichten vor, 

während in den höheren Lagen einzelne Arven (Pinus cembra) stocken. Die Waldgrenze liegt auf 

ca. 2100 m ü.M., sie ist aber in den von Steinschlag betroffenen Gebieten wesentlich tiefer. 

Bodenvegetation ist bis auf Grasbewuchs nicht oder nur spärlich vorhanden und für den 

Steinschlagprozess vernachlässigbar. 


Auch das Mattertal ist grundsätzlich glazialer Prägung, die aber lokal von Sturzprozessen 

überlagert wird. Deutlich kommt dies im Täschgufer zutage, wo Moränenmaterial flächig und 

mächtig von Sturzakkumulationen überdeckt wird. Die Landschaftsgeschichte hat aber insofern 

für die heutigen Prozesse Relevanz, als dass nach den Eiszeiten übersteilte Talflanken 

zurückblieben, die anfällig auf Sturzprozesse sind. Auch verstärkt die postglaziale 

Druckentlastung durch oberflächenparallele Klüftung die Auflockerung des Gesteinsverbandes 

und damit die Erosions- und Abbruchsanfälligkeit. 

Im Täschgufer muss in der geomorphologischen Typisierung unterschieden werden zwischen 

der Bergsturzmasse und dem restlichen Gebiet. Die Ablagerung des Bergsturzes ist 

charakteristisch aus chaotisch angeordneten Grossblöcken mit wenig Bodenmaterial und 

praktisch keiner Spaltenfüllung aufgebaut. Weite Teile des restlichen oberen Perimeters 

bestehen aus Lockergestein als Produkt von Erosion, Murgang und Steinschlag. Die 

Trockenschuttkegel bestehen aus fein- bis grobblockigen Komponenten, teils durch Feinmaterial 

gebunden. Diese Schuttkegel werden von Murgangrinnen durchzogen, von denen drei markant 

sind und wichtige, den Steinschlag beeinflussende Geländeelemente darstellen. Zum einen 

stellen sie durch regelmässige Ereignisse Lockermaterial zur Verfügung, das sekundär ausgelöst 

werden kann, andererseits bilden sie die bevorzugten Durchgangsräume für Steinschlag. 

25


Fallende Komponenten werden in den Rinnen kanalisiert und erreichen aufgrund fehlender 

Bäume hohe Energien, auch reichen die Rinnen fast bis zum Talboden und bringen die Steine 

nahe an das Schadenpotential (Abbildung 3-14). 

Lawinen sind insofern relevant, als dass sie in Kombination mit Gleitschnee, Steinschlag und 

Murgang präferierte Prozessräume schaffen, in denen gleichzeitig das Aufkommen von Wald 

verhindert oder erschwert wird. 

Bei Bohrungen für die obersten Schutzdämme auf 2400 m ü.M. ist man auf 

Permafrostvorkommen gestossen (Haeberli, 1994). Da die Hauptgefahrenherde noch höher 

liegen, kann davon ausgegangen werden, dass diese ebenfalls im Einflussbereich von 

Permafrost liegen. Dies ist relevant für die Steinschlagaktivität bei verschiedenen 

Klimaszenarien, da die Auftauschicht die Stabilität von Permafrosthängen wesentlich beeinflusst 

und Änderungen in der Gefrierfront die Ablösung von Gesteinspaketen fördern (Vonder Mühll 

et al., 2001; Haeberli, 1994). Es kann also angenommen werden, dass bei steigenden 

Temperaturen die Hangstabilität im Allgemeinen abnimmt. 


Die Neigung des Gebietes erreicht in den oberen Partien 50°, während sie auf den flachen 

Schuttkegeln teils bis ca. 20° abnimmt. Weiter gegen den Talboden steigt die Neigung erneut an. 

Das Mikrorelief ist auf der Bergsturzmasse ausserordentlich stark ausgeprägt (Abbildung 3-13). 

Die Schuttkegel zeigen wenig markante Geländeänderungen (Abbildung 3-14). Gleich verhält es 

sich mit der Rauhigkeit. Sie ist im Bereich der Schuttakkumulationen abhängig von der Grösse 

der liegenden Komponenten. Die Dämpfung ist im unteren Bereich und den Schuttkegeln mittel, 

während Grossblöcke durch ähnliche Eigenschaften wie anstehender Fels nur sehr gering 

dämpfend wirken. 

Abbildung 3-13: Bergsturzmaterial durchsetzt von Totholz 

(Foto: M. Stoffel) 


Abbildung 3-14: Trockenschuttkegel Täschgufer: Steinschlag- 

und Murgangaktivität (Foto: M. Stoffel) 

Ausbrüche sind – insofern die Neigung 30° überschreitet – aus dem ganzen Gebiet möglich, sei 

es aus dem stark aufgelockerten anstehenden Fels ( Abbildung 3-16) oder sekundär aus 

Lockergesteinsmassen. Im geologischen Bericht von Lauber (1995) werden aber zwei 

Hauptausbruchszonen ausgeschieden. Der ganze untersuchte Perimeter ist sowohl Transit- als 

auch Ablagerungszone, wobei die Schuttkegel eine deutliche Häufung von Akkumulation 

aufweisen (Abbildung 3-15), bedingt durch die Geländeabflachung sowie die erhöhte Rauhigkeit 

und Dämpfung. Wie weit die Steine gelangen, hängt von ihrer Grösse, der morphologischen 

Zone, dem Wald und der Neigung ab. Angesichts der flachen Teilstücke der Hanggeometrie 

26


überraschen die teils grossen Reichweiten, die in Widerspruch zu den gängigen Annahmen 

stehen. Dies ist möglich aufgrund eines Aufstellens der plattigen Sturzkörper, so, dass sie in der 

Bewegung eines Rades hohe Geschwindigkeiten bei gleichzeitig minimaler Reibung, kleiner 

Baumtrefferwahrscheinlichkeit und geringer Anfälligkeit auf Geländeverflachungen erreichen. 

Abbildung 3-15: Testgebiet Täschgufer: Flächige 

Schuttakkumulationen (Foto: T. Lauber) 


Abbildung 3-16: Ausbruchsgebiet Täschgufer: Starke 

Auflockerung und grosse Kluftweiten 

(Foto: T. Lauber) 

Verschiedene Teile des Siedlungsgebietes von Täsch waren und sind von Steinschlag betroffen, 

wobei Schutzmassnahmen die Gefährdung massiv senken konnten. Trotzdem sind einzelne 

Ereignisse möglich, die bis in den Siedlungsraum vorstossen und Schaden anrichten können. 

Die Kantonsstrasse Täsch – Randa, die gleichzeitig die Erschliessung des Tourismusortes 

Zermatt darstellt, liegt im Einflussbereich von Blockschlag. Weiter gelten die Verbindungsstrasse 

zu den Maiensässen und die Wanderwege im Gebiet Täschgufer als potentiell gefährdet. 


Die menschliche Nutzung der Landschaft wirkt sich nur marginal auf den Prozessablauf aus. 

Weit schwerwiegender ist die Wirksamkeit der technischen Schutzmassnahmen. Es wurden 

nämlich in einer ersten Bauetappe 1988/89 fünf Dämme, in einer zweiten Phase von 1996-1998 

zwei weitere Dämme zum Schutz des Dorfes gebaut, zusätzlich eine Galerie für einen 

Wanderweg. Mit diesen aufwändigen Massnahmen konnte die Gefährdung von Menschenleben 

und Sachwerten erheblich reduziert werden. 


Der Name „Gufer“ bedeutet in etwa Schutthalde. Vermutlich deutet dieser Name auf den 

historischen Bergsturz hin, der in diesem Gebiet seine Ablagerung gefunden hat und der Sage 

nach das historische Täsch verschüttet haben soll. Wie sich der Bergsturz zugetragen hat und ob 

er tatsächlich wie nach Joris (1995) als einziges grosses Ereignis niederging, bleibt dahingestellt. 

Fest steht, dass der Zeitpunkt des Abgangs vor 1423 liegen muss, da in diesem Jahr die neu 

erbaute Kirche zur Pfarrkirche erhoben wurde, nachdem die frühere durch das Ereignis zerstört 

worden sein soll (Schneuwly, 2003). Der Name Täschgufer kann aber ausser auf den Bergsturz 

auch auf die durch häufigen Steinschlag entstandenen ausgedehnten Schutthalden unterhalb 

der Leiterspitzen hindeuten. Bis heute kommen regelmässige Abgänge von Sturzmassen vor und 

27


Blöcke in den Wiesen nördlich von Täsch zeugen von den grossen Reichweiten. Am 6. Oktober 

1985 verursachte ein Block mit seinem Vorstoss bis in die Bauzone Schäden an einem 

Ökonomiegebäude und blieb auf der Hauptsrasse Randa-Täsch liegen (Wicht und Joris, 1985). 

Sehr aufschlussreich ist die Arbeit von Schneuwly (2003), der die Steinschlagfrequenz der letzen 

500 Jahre mittels dendrogeomorphologischer Methoden rekonstruiert hat. 

28

4 METHODEN 

4.1 Feldaufnahmen 

Die Feldaufnahmen dienen der Erfassung von Bestandesstruktur, Oberflächenrauhigkeit, 

Dämpfung des Untergrundes und Ausbruchsgebieten, die so erhobenen Daten fliessen als 

Eingangsdaten in die Modellierung ein (Kapitel 5.1.2; Kapitel 5.2). Mit den Erhebungen im 

Gelände soll die reale Situation beschrieben und in eine modellkompatible Form gebracht 

werden. Die Erfassung der Geländeausprägung geschieht mit einer Kombination aus 

Kartierungen und Testkreispunkten. An den Teststandorten werden zugleich Kennwerte zu 

steinschlagbedingten Baumschäden erhoben, um Vergleichsdaten für die Modellvalidierung zu 

generieren. Im Sinne der Zielsetzung (Kapitel 1.3) wurde eine einfache Aufnahmemethodik 

entwickelt, die eine zeiteffiziente Erfassung der relevanten Parameter (Kapitel 5.1.2) in 

genügender Auflösung ermöglicht (Anhang A4.1 – A4.3). Die Feldaufnahmen orientieren sich 

grundsätzlich an den Arbeiten von Dorren et al. (2004) und bestehen aus drei Teilen. 

Für die Inputparameter (Kapitel 5.1.2) wurden im Feld Polygone mit gleichen Eigenschaften 

kartiert und deren jeweiligen Werte bestimmt (Abbildung 4-1) (Kapitel 4.3). So konnten 

beispielsweise die potentiellen Startgebiete eingegrenzt und mittels Angaben zu Aktivität, 

Ausbruchshöhe und ausbrechenden Steingrössen beschrieben werden. Gleich wurde für die 

Kartierung der Oberflächenbeschaffenheit, Untergrundsdämpfung und Polygonen gleicher 

Waldbestände verfahren. Die Parameterwerte wurden gemäss den in Anhang A4.2 vorgestellten 

Klassen bestimmt. 

Auf einer Anzahl von Testkreisen (Tabelle 4-1) mit einer Fläche von rund 225m 2 wurde eine 

Bestandeskartierung gemäss Methodik des ersten Landesforstinventars (LFI I) (Mahrer et al., 

1988) zur Bestimmung der Baumdurchmesserverteilung durchgeführt. Bezüglich BHD-Verteilung 

wurden Minimum, Maximum, Mittelwert und Quartile ausgeschieden. Die Werte der BHD- 

Verteilung konnten mittels der kartierten Waldpolygone über die ganze Gebietsfläche interpoliert 

werden. Daneben wurden Angaben bezüglich Anzahl und Höhe der steinschlagbedingten 

Baumschäden erhoben (Abbildung 4-2). Die Steinschlagwunden wurden bezüglich den 

Kennwerten mittlere und maximale Höhe sowie totale und relative Anzahl pro Baum ausgewertet 

(Anhang A4.1). 

Polygone, Testkreise sowie steinschlagrelevante Beobachtungen wurden fotographisch 

dokumentiert (Abbildung 4-3) und so für allfällige Nachbearbeitungen zugänglich gemacht 

(Anhang A4.3). 

Tabelle 4-1 gibt Auskunft über Art und Anzahl der erhobenen Polygone sowie Anzahl Testkreise. 

Es ist ersichtlich, dass sich das Diemtigtal geringfügig von den anderen Gebieten unterscheidet. 

Aufgrund der Kenntnisse von BHD und Schadensverteilung jedes Einzelbaumes durch die 

Arbeiten von Perret (2005) und Baumgartner (2002) war die Aufnahme von Testkreisen nicht 

nötig. Es konnte aber eine Vielzahl von kartierten Polygonen und Einzelformen für die 

Umsetzung in die Modellierung zusammengetragen werden. 

Tabelle 4-1: Felderhebungen: Art und Anzahl der ausgeschiedenen Polygone 

Feldaufnahmen Waldpolygone Oberflächenpol. Ausbruchspol. Testkreise 

Diemtigtal - 32 1 - 

Stotzigwald 30 40 12 24 

Täschgufer 85 44 4 46 

29

Abbildung 4-1: Kartierung von Polygonen 

gleicher Eigenschaft 

4.1.1 Diskussion Feldaufnahmen 


Abbildung 4-2: Aufnahme von 

Baumschäden und BHD- 

Werten (Foto: M. Fässler) 

Abbildung 4-3: Fotodokumentation von 

Blöcken, Schäden und 

Gelände (Foto: C. Berger) 

Mit relativ einfachen Felderhebungen ist es möglich, die wichtigen morphologischen Teilbereiche 

abzubilden. Die Aufnahmemethodik ist angepasst, zeiteffizient und einfach zu handhaben. Einige 

kritische Punkte können wie folgt aber bemerkt werden: 

Oberflächenrauhigkeit 

Die durch Bestimmung von Oberflächenrauhigkeiten definierten Polygone grenzen in der Regel 

morphologische Einheiten ab und können deshalb als geometrisches Muster ebenfalls zur 

Zuordnung der Dämpfungswerte verwendet werden. Die einmalige Ausscheidung von 

Oberflächenpolygonen ist zeiteffizienter. Variationen innerhalb der Polygone müssen 

vernachlässigt werden. 

Bei der Definition der aufgenommenen Grössenklassen muss die Auflösung des digitalen 

Höhenmodells (DHM; Kapitel 4.2.1) berücksichtigt werden, um den Übergang von 

Oberflächenelementen zur Topographie zu bestimmen. Aus diesem Grund sollen keine fixen 

Aufnahmeklassen definiert werden. Die vorgeschlagenen Klassen zur Aufnahme der 

Oberflächenrauhigkeit können je nach Anwendung angepasst werden. Entscheidend dafür sind 

zwei Faktoren. Zum einen müssen die Unterschiede der Ausprägungen abgebildet werden 

können, d.h. dass wenn nur kleine Rauhigkeitsunterschiede vorherrschen, die Aufnahmeklassen 

entsprechend feiner aufgelöst werden können. Zum zweiten entscheidet die Auflösung des 

digitalen Höhenmodells, ab welcher Grösse Komponenten als Reliefeigenschaften abgebildet 

werden. Das heisst, dass Werte unter dieser kritischen Grösse als Einheiten der Rauhigkeit 

ausgeschieden werden müssen. Im Testgebiet Täschgufer wurden beispielsweise bei einer 

DEM-Auflösung von 2m alle Blöcke unter dieser Grösse als Oberflächenrauhigkeit kartiert. 

Dämpfung 

Die Kartierung der Dämpfungseigenschaften des Untergrundes hat sich als praktikabel erwiesen, 

die Werten von Dorren et al. (2003) erscheinen zuverlässig. 

30

Strauchvegetation 

4 METHODEN 

Obwohl strauchartige Vegetation in der vorliegenden Arbeit erstmals als Element der 

Oberflächenrauhigkeit anhand von qualitativen Annahmen integriert wurde, sind weitere Arbeiten 

in diesem Bereich nötig. In Bereichen mit tiefen Bewegungsenergien und rollenden Bewegungen 

der Sturzkomponenten wie flachen Gebieten und Auslaufzonen kann Strauchvegetation ein 

wichtiger Faktor sein. 

Steinschlagbedingte Baumschäden 

Grundsätzlich werden Baumdaten in zufällig bestimmten sowie relevant erscheinenden 

Testkreisen bestimmt. Dies bedeutet aber, dass durch die Interpolation zwischen den Standorten 

ein Informationsverlust angenommen werden muss. Die Ausscheidung von Waldpolygonen 

anhand von Testkreispunkten stützt sich auf qualitative Beobachtungen. 

Die Aufnahme von Anzahl und Höhe der Baumtreffer gestaltet sich anspruchvoll. Obwohl für die 

Abgrenzung von steinschlagbedingten gegenüber anderen Verletzungen nach der detaillierten 

Methodik von Baumgartner (2002) vorgegangen wurde, können gewisse Fehler nicht 

ausgeschlossen werden. Überwallungen von Steinschlagwunden führen zu beulenartigen 

Ausbuchtungen der Rinde, welche bei vollständiger Verheilung nicht mehr eindeutig von andern 

Ursachen abzugrenzen sind. Ebenfalls ist bei fortgeschrittener oder vollständiger Überwallung 

der Wunden nicht mehr festzustellen, ob es sich um einen einzelnen oder mehrere Schäden 

handelt. Bei Schäden in den oberen Baumbereichen sind erstens die Höhenwerte nicht mehr 

schlüssig anzugeben, auch ist die Identifikation von Steinschlagwunden und deren exakte Anzahl 

erschwert. 

Wie die Arbeit von Gsteiger (1989) mit Stammquerschnitten gefällter Bäume gezeigt hat, waren 

in den zwei von ihm untersuchten Testgebieten 50% der im Querschnitt identifizierten 

Verletzungen von aussen nicht zu erkennen. Auch Hopfmüller kommt nach der Bearbeitung von 

Stammquerschnitten und Bohrkernen zum Schluss, dass ein Teil der Verletzungen von aussen 

nicht mehr sichtbar ist. Diese Erkenntnisse legen den Schluss nahe, dass die Aufnahmen von 

äusserlich erkennbaren Baumschäden durch dendrogeomorphologische Methoden ersetzt oder 

zumindest ergänzt werden. 

Die Bedeutung der Baumart wurde in früheren Arbeiten kaum eingehend behandelt. 

Verletzungsanfälligkeit, Ausprägung von Wunden sowie Art und Dauer der Verheilung sind 

sowohl Gebiets- als auch Baumartenabhängig. Die Gebietseigenschaften beeinflussen die 

Möglichkeit zur Regeneration entscheidend. Bezüglich Schäden durch kleinere Komponenten 

wurde im Gegensatz zu Weisstanne und Fichte bei Lärchen aufrund der stabilen Rinde eine 

deutlich tiefere Anfälligkeit festgestellt. Auch sind Verletzungen auf der stark strukturierten 

Lärchenoberfläche schlecht zu erkennen. Diese Feststellung hat zwei Aspekte. Zum einen ist es 

sehr heikel, bezüglich Validierungsdaten die genannten Baumarten in einem Gebiet 

zusammenzufassen, da bei Lärchen eine Unterschätzung, bei den andern Arten im Verhältnis 

eine Überschätzung der tatsächlichen Schadenzahl die Folge ist. Zum andern besteht in 

Lärchengebieten aufgrund der schlechten Sichtbarkeit der Verletzungen kleinerer Komponenten 

eine Tendenz zur Überschätzung von grossen, energiereichen Sturzkörpern mit grossen 

Sprunghöhen. Die unterschiedliche Verheilungsdauer lässt bei gemischten Beständen falsche 

Schlüsse bezüglich der Schadensverteilung zu, da durch die Aufnahme der äusserlichen 

Schäden unterschiedliche Zeitdimensionen betrachtet werden. Aus genannten Gründen sollte für 

die Herstellung von Validierungsdaten wenn möglich auf dendrogeomorphologische Methoden 

zurückgegriffen werden (Stoffel und Perret, eingereicht). 

31


4.2 Komplementäre Datenquellen 

4.2.1 Digitales Höhenmodell DHM 

Für die drei Testgebiete wurden verschiedene Verfahren zur Herstellung der Höhenmodelle 

sowie unterschiedliche Rastergrössen gewählt, die für die jeweiligen Fälle näher beschrieben 

werden. Für alle Gebiete wurde aus den verfügbaren Informationen ein TIN (triangulated 

irregular network) berechnet, das anschliessend in ein Raster interpoliert werden konnte. 

Aufgrund der Bedeutung des Reliefs (Kapitel 2.2.9) kommt der Herstellung von qualitativ 

hochwertigen digitalen Höhenmodellen innerhalb des ganzen Modellierungsprozesses grosse 

Bedeutung zu. 

Diemtigtal 

Aufgrund des Detaillierungsgrades der Eingangsinformationen ist ein hoch aufgelöstes 

Höhenmodell zwingend. Der dichte Waldbestand verhindert im Wesentlichen eine 

Luftbildauswertung. Aus diesem Grund wurde auf die neu zur Verfügung stehenden Laserscan- 

Daten der Swisstopo (DTM-AV © 2004 Swisstopo; Swisstopo, 2004) zurückgegriffen. Dies nicht 

zuletzt mit dem Ziel, die hochaufgelösten Datensätze auf ihre praktische Anwendbarkeit zu 

untersuchen. Die hohe Dichte von Oberflächenpunkten ermöglichte eine Rasterauflösung von 

einem Meter, wobei durch Baumbestand abgedeckte Zonen von bis zu ca. 15 m 2 potentielle 

Fehlerquellen darstellen. Trotzt dichter Bewaldung konnte aber eine genügend detaillierte 

Darstellung der Oberflächenausprägung erreicht werden (Abbildung 4-4). 

Stotzigwald 

Durch die dichte Bewaldung war eine reine Stereoauswertung der vorhandenen Luftbilder 

(Massstab 1:9`000) nicht möglich, so dass auf die komplementären Daten der digitalisierten 

Höhenkurven mit Äquidistanz 12.5m aus dem Übersichtsplan 1:10`000 zurückgegriffen werden 

musste. Durch Einbezug von mit GPS (Global Positioning System) vermessenen Standorten in 

die Luftbildauswertung konnte ein DHM mit einer Genauigkeit von ca. 5 m hergestellt werden 

(Abbildung 4-6). Die teils extreme Ausprägung des Mikroreliefs kann mit den vorhandenen Daten 

nicht vollständig abgebildet werden. 

Täschgufer 

Durch Vorarbeiten von Kühne und Hett (2003) konnte für den unteren Teil auf Oberflächenpunkte 

und Bruchkanten aus Stereoauswertungen von Luftbildern (Leica, 2005) zurückgegriffen werden. 

In Verbindung mit den digitalisierten Höhenkurven aus dem Übersichtsplan 1:10`000 konnte ein 

Höhenmodell mit einer geschätzten Auflösung von 5 m hergestellt werden (Abbildung 4-8). Diese 

Modellierungsgrundlage weist aufgrund der schwierigen Herstellungsbedingungen teilweise 

Fehler auf, die bei der Bewertung der Modellresultate berücksichtigt werden müssen. 

4.2.2 Bestandesinformationen aus Orthofotos 

Die auf dem Orthofoto Diemtigtal (Abbildung 4-5) sichtbaren Baumstandorte wurden durch die 

Arbeiten von Baumgartner (2002) und Perret (2005) erfasst und für jeden Baum vermessen. Zur 

Bestimmung der Baumdichte und der Festlegung der genauen Baumstandorte wurden die 

Bestände in den Gebieten Stotzigwald und Täschgufer mittels Orthofotos kartiert (Abbildung 4-7, 

Abbildung 4-9). Dies ermöglicht die einzelbaumbezogene Bestimmung des genauen Standorts. 

Diese Vorgehensweise hat gegenüber der Verwendung von Bestandesinformationen aus 

forstlichen Kartierungen, die Stammzahlen pro Hektar angeben, den Vorteil, dass mit der 

Vermeidung der Zufallsverteilung von Bäumen durch das Modell ein Unsicherheitsfaktor 

vermieden werden kann. 

32

Abbildung 4-4: 3D-Darstellung DHM Diemtigtal mit Perimeter 

(DTM-AV © 2004 Swisstotpo; Swisstopo, 2004) 

4 METHODEN 

Abbildung 4-5: 3D-Darstellung des Orthofotos Diemtigtal 

(nach: Baumgartner, 2002) 

Abbildung 4-6: 3D Darstellung DHM Stotzigwald mit Perimeter Abbildung 4-7: 3D Darstellung Orthofoto Stotzigwald 

(© Kanton Uri) 

Abbildung 4-8: 3D-Darstellung DHM Täschgufer mit Perimeter Abbildung 4-9: 3D-Darstellung Orthofoto Täschgufer 

(Swissimage © 2005 swisstopo (BA056895)) 

33


4.2.3 Diskussion Komplementäre Datenquellen 

Digitales Höhenmodell 

Bei der Herstellung der DHM`s für die Gebiete Stotzigwald und Täschgufer mussten Fehler in 

Kauf genommen werden. Die Stereoauswertung (Leica, 2005) kann bei schlechter Bildqualität 

und in bewaldeten Bereichen fehlerhafte Oberflächenpunkte generieren, die sich in Mulden oder 

abrupten Erhöhungen manifestieren und die Simulationsresultate beeinflussen. Der Einbezug 

von Höhenkurven bedeutet aufgrund der darin vorgenommenen Vereinfachungen eine 

Ausglättung der Landschaft und damit einen Verlust von bedeutenden Kleinstrukturen. Dies ist in 

den Gebieten Stotzigwald und Täschgufer der Fall. Aufgrund der entscheidenden Funktion der 

Höhenmodelle für die Modellierung sind noch mehr Anstrengungen für die Herstellung von 

hochwertigen DHM`s zu unternehmen. Dies gilt vor allem für Validierungsanwendungen. 

Bezüglich praktischen Fragestellungen ist ein derartiger Arbeitsaufwand aber unrealistisch. 

Bestandesinformationen aus Orthofotos 

Die Luftbildkartierung der Baumstandorte ist mit leichten Fehlern belastet. Zum einen können je 

nach Bestandesdichte und Bildqualität nicht alle Bäume voneinander unterschieden werden. 

Dies ist vor allem in dicht bestockten Bereichen wie Jungwuchszonen schwierig. Den Übergang 

vom Einzelbaum in Gebüsch zu definieren ist nicht ganz einfach. Tendenziell werden kleine 

Bäume in der Luftbildkartierung eher vernachlässigt. Deshalb kommt dem Einbezug von 

Gebüsch und Jungwuchs Bedeutung zu. 

4.3 Datenaufbereitung 

Die hergestellten und im Feld erhobenen Daten mussten zusammen mit den aus anderen 

Arbeiten übernommenen in ein gemeinsames, modellkompatibles Format gebracht werden. Alle 

Modelleingangsinformationen wurden in ein Rasterformat konvertiert. Anhang A4.4 gibt einen 

schematischen Überblick des gewählten Vorgehens. Sämtliche Konvertierungs- und 

Aufbereitungsarbeiten wurden in ArcGIS 8.3 und 9.0 (ESRI, 2005a; ESRI, 2005b) vorgenommen. 

In Anhang A4.4 sind die Arbeitsschritte der Datentransformation und die dafür verwendeten 

Softwaretools aufgelistet. 

Digitale Karten und Raster 

Die Gesamtheit der Eingangsparameter wurde in Form von digitalen Karten dargestellt (Punkte-, 

Linien oder Polygonshapefiles) und in Raster konvertiert (Abbildung 4-10 bis Abbildung 4-15). 

Aufgrund der räumlichen Überlagerung konnten nicht alle Inputraster in einer Karte dargestellt 

werden. 

34

Abbildung 4-10: Feldkartierung von Inputparametern, Diemtigtal 

4 METHODEN 

Abbildung 4-11: Rasterkarte der Inputparameter, Diemtigtal 

Abbildung 4-12: Feldkartierung von Inputparametern, Stotzigwald Abbildung 4-13: Rasterkarte der Inputparameter, Stotzigwald 

Abbildung 4-14: Feldkartierung von Inputparametern, Täschgufer Abbildung 4-15: Rasterkarte der Inputparameter, Täschgufer 

35


4.4 Methodik der Modellvalidierung 

Die Modellvalidierung wird vorgenommen, um die Simulationsresultate auf ihre Güte zu testen 

und zu bewerten. Dies ermöglicht Aussagen bezüglich Modellgenauigkeit. 

Der Modelltest ist zweistufig aufgebaut. Während in einem ersten Teil die Resultate dargestellt 

und qualitativ beurteilt werden (Kapitel 6.1), soll in einem zweiten Schritt mittels quantitativer 

Analyse der Modellfehler systematisch ermittelt werden (Kapitel 6.2). 

Die qualitative Analyse orientiert sich an Geländestudien, Abschätzungen des Prozessverlaufes 

sowie an Gutachten und Ereignisanalysen. Es soll in einer ersten Annäherung geprüft werden, 

ob die vom Modell ausgegebenen Werte realistisch sind. 

Die quantitative Analyse ist ein Vergleich der simulierten mit den empirischen Daten. In jenen 

Rasterzellen, die Werte beider Datensätze enthalten, kann die Differenz gebildet werden. Die 

Differenz zwischen Modell und Felddaten ergibt Aussagen über den Fehler des Modells, also 

seine Abweichung gegenüber der Realität. Untersucht werden die Trajektorienhäufigkeit 

(Kapitel 6.2.1) und die mittlere Sprunghöhe (Kapitel 6.2.2). 

4.4.1 Qualitative Modellvalidierung 

Alle Modellierungsresultate wurden graphisch dargestellt und anhand von Geländekenntnissen 

sowie Richtwerten aus der Literatur beurteilt. Für das Testgebiet Täschgufer wurden die 

simulierten mit den auf dem Orthofoto erkennbaren realen Akkumulationen von 

Steinschlagmaterial verglichen. In einem weiteren Fallbeispiel wurde die Ereignisanalyse eines 

Blockschlages im Jahr 1985 (Wicht und Joris, 1985) mit den simulierten Steinschlagtrajektorien 

verglichen, um die Güte der Simulierbarkeit zu bewerten. 

4.4.2 Quantitative Modellvalidierung 1: Vergleich der Trefferverteilung 

Grundsätzlich kann angenommen werden, dass in den häufiger frequentierten Gebieten bei 

Vorhandensein von Wald die Trefferhäufigkeit steigt. Auf dieser Grundlage wurden die 

simulierten Steinschlagtrajektorien mit den empirisch erhobenen Schadensdaten verglichen, mit 

dem Ziel, Aussagen über die Modellierbarkeit der räumlichen Ausprägung des 

Steinschlagprozesses zu formulieren. 

Vergleichsdaten 

Die empirischen Daten, welche zur Modellvalidierung verwendet wurden, setzen sich aus 

qualitativen (Gutachten, Ereignisanalysen) und quantitativen (Feldaufnahmen zu Baumschäden) 

Datensätzen zusammen (Tabelle 4-2; Kapitel 4.1). Die Daten stammen aus vorangegangenen 

Arbeiten oder aus Felderhebungen im Rahmen der Diplomarbeit und werden den simulierten 

Werten gegenübergestellt. Folgend werden die verwendeten Datensätze kurz beschrieben. 

Tabelle 4-2: Kontrolldatensätze: Zusammenstellung der drei Testgebiete 

Diemtigtal Stotzigwald Täschgufer 

Quelle Anzahl Quelle Anzahl Quelle Anzahl 

Analyse / Gutachten 

Baumgartner, 2002 1 Frei, 2003 

Kläger, 2003 

1 Wicht und Joris, 1985 1 

Orthofoto Swisstopo, 2005 1 

Anzahl Baumtreffer 

Baumgartner, 2002 138 EB* Feldaufnahmen 23 TK* Schneuwly, 2003 

Kühne, 2005 

129 EB* 

46 TK* 

Höhe Baumtreffer 

Baumgartner, 2002 132 EB* Feldaufnahmen 23 TK* Schneuwly, 2003 

Kühne, 2005 

38 EB* 

46 TK* 

* EB = Einzelbäume * TK = Testkreise 

36

4 METHODEN 

Baumgartner (2002) hat im Rahmen seiner Diplomarbeit mittels Feldbeobachtungen im 

Testgebiet Diemtigtal 138 Einzelbäume (Standorte: Abbildung 4-10) auf Anzahl, Grösse und 

Höhe von Steinschlagschäden untersucht und daraus ein räumliches Verteilungsmuster 

rekonstruiert. Mit den Daten von Baumgartner (2002) konnte einerseits eine längere Zeitperiode 

abgebildet werden, da alle noch sichtbaren Verletzungen berücksichtigt wurden, andererseits ist 

die Anzahl von 138 Stichproben vertrauenswürdig. Für das Diemtigtal wurde dieser Datensatz für 

die weiteren Auswertungen und Darstellungen verwendet. 

Frei (2003) und Kläger (2003) fassen die Erkenntnisse der Gefahrensituation für den Stotzigwald 

zusammen. Im Rahmen vorliegender Arbeit wurden im Stotzigwald in 23 Testkreisen 306 Bäume 

auf ihre von aussen sichtbaren Steinschlagverletzungen untersucht und Anzahl, mittlere sowie 

maximale Höhe bestimmt (Standorte: Abbildung 4-12). Die Werte können unter gewissen 

Vorbehalten (Kapitel 6.4) als zuverlässig betrachtet werden, obwohl sie ausschliesslich von 

aussen sichtbare Verletzungen einschliessen. 

Schneuwly (2003) hat durch dendrochronologische Beprobung von 129 Einzelbäumen im 

unteren Gebietsbereich des Täschgufers ein räumliches und zeitliches Muster des 

Steinschlagprozesses hergeleitet. Die dendrochronologischen Daten DS Dendro unten von 

Schneuwly (2003) weisen eine genügend hohe Anzahl Proben und gute Zuverlässigkeit auf. 

Nach seinen Zielsetzungen wurden aber vor allem sichtlich verletzte Bäume beprobt, was 

allenfalls zu einer Überschätzung der tatsächlichen Verletzungszahlen in den entsprechenden 

Bereichen führen könnte. Aus diesem Grund wurden alternativ die durch Feldbeobachtungen an 

755 Bäumen in 46 Testkreisen erhobene Daten für die Auswertungen verwendet. Durch diese 

Parallelität konnten eine stabile Fehlermasse gewährleiset werden. 

Standardisierung 

Da auf den 225 m 3 grossen Testkreisen unterschiedlich viele Bäume stocken, musste ein 

standardisierter Wert für jeden Plot hergestellt werden. Dieser Baumtrefferkoeffizienz (TIC) 

wurde wie folgt berechnet: 

TreeHits 

TIC = 

n 

Trees, 

j 

j 

TIC = Baumtrefferkoeffizient (tree impact coefficient) 

TreeHitsj = Summe der Baumtreffer pro Testkreis 

Ntrees,j = Anzahl der Bäume pro Testkreis 

Aufgrund der unterschiedlichen Anzahl natürlicher und modellierter Steinschlagereignisse konnte 

nicht mit absoluten Werten gearbeitet werden. Es musste eine sinnvolle Standardisierung der 

Daten vorgenommen werden. Für jeden Baum, resp. Testkreis wurde der prozentuale Anteil an 

der Summe aller Baumtreffer angegeben. Damit wurde jede Schadenszahl als Prozent aller 

Schäden standardisiert. Über alle simulierten Rasterzellen wurde die Summe der 

Steindurchgänge gebildet, damit jede Zelle als prozentualer Anteil ausgedrückt werden kann und 

somit vergleichbar ist. Für die Standardisierung der Resultate wurden also die empirischen und 

simulierten Werte als Proportionen relativ zur Summe der Werte aller Bäume (Gebiet Diemtigtal), 

respektive aller Testkreise (Gebiete Stotzigwald und Täschgufer) ausgedrückt. 

Fehlermasse 

Als statistisches Fehlermass wurde der mittlere Fehler ME (mean error) und der standardisierte 

mittlere Fehler RMSE (root mean square error) verwendet. ME und RMSE sind einfache, 

kompakte Fehlermodelle. Die verwendeten Fehlermasse können mit folgenden Gleichungen 

angegeben werden: 

(1) 

37

ME = 1 

n 

∑(Pi − Oi) n 

i=1 

1 

( P 

RMSE − 

n 

= ∑ n i= 

1 

i i O 

) 

2 


ME = Mittlerer Fehler (mean error) 

Graphische Darstellung der Modellabweichung 

RMSE = Standardisierter mittlerer Fehler (root mean 

square error) 

n = Anzahl Bäume (DT), respektive Testkreise (SW, TG) 

Pi = Simulierter Wert an Baum, resp. Plot i 

Oi = Empirischer Wert an Baum, resp. Plot i 

Die proportionalen Differenzen der simulierten zur beobachteten Anzahl Treffer für jeden Baum 

(DT) resp. jeden Testkreis (SW und TG) konnte in Abweichungsklassen dargestellt werden. 

Unter Annahme eines Signifikanzniveaus von 5% wurden die Klassen ≥2.5% und ≥5% zur 

Darstellung der positiven und negativen Abweichungen ausgeschieden. Bei der gewählten 

Berechnung des mittleren Fehlers bedeutet eine positive Abweichung, dass das Modell die 

Realität überschätzt. Bei einer negativen Abweichung liegt eine Modellunterschätzung vor 

(Kapitel 6.2). 

4.4.3 Quantitative Modellvalidierung 2: Vergleich mittlere 

Sprunghöhen 

Neben den Aussagen zur Abbildung der räumlichen Verteilung erfolgte ein Test bezüglich 

Modellierbarkeit der Sprunghöhen. Kenntnisse über die Zuverlässigkeit simulierter Sprunghöhen 

sind für praktische Anwendungen entscheidend. Unter der mittleren Sprunghöhe wird von 

ROCKYFOR die mittlere Höhe über die ganze Flugparabel verstanden. Dies ist also ein 

Ausdruck für die mittlere Höhe, mit der stürzende Steine eine Rasterzelle passieren und ist nicht 

zu verwechseln mit dem höchsten Parabelpunkt. Somit kann angenommen werden, dass die 

mittlere Sprunghöhe auch der mittleren Baumtrefferhöhe entspricht. Dadurch können, im 

Gegensatz zu Energie- und Geschwindigkeitswerten, Vergleichsdaten relativ einfach im Feld 

erhoben werden. 

Vergleichsdaten 

Als Vergleichsdaten stehen die selben Datensätze zur Verfügung, wie sie bereits für die Analyse 

der Trefferverteilung verwendet wurden (Kapitel 4.4.2). Baumgartner (2002) hat bezüglich 

Trefferhöhen den Median gebildet (MB_median), während seine Daten in vorliegender Arbeit mit 

dem Mittelwert beschrieben wurden (MB_mean). Da vom Modell die mittleren vertikalen 

Sprunghöhen ausgegeben werden, erschien es sinnvoll, ebenfalls die Mittelwerte der 

beobachteten Schäden zu verwenden. 

Standardisierung 

Da verschiedene Steingrössen simuliert wurden (Kapitel 5.3), mussten die Sprunghöhenwerte 

aller Durchgänge gemittelt werden, damit ein Raster mit der absoluten mittleren Sprunghöhe 

jeder Rasterzelle hergestellt werden konnte Die mittleren Sprunghöhen sind nicht von der Anzahl 

Simulationsdurchänge abhängig und konnten somit direkt als absolute Werte verglichen werden. 

Es war also keine Standardisierung notwendig. Die Vergleichsdaten wurden unter Beibehaltung 

des Attributes „mittlere Sprunghöhe“ rasterisiert. Für jeden Bereich, in welchem Werte aus 

beiden Rastern vorhanden sind, konnten diese verglichen werden. 

38 

(2) 

(3)

Fehlermasse 

4 METHODEN 

Als Fehlermasse wurden ebenfalls die in Kapitel 4.4.2 beschriebenen Fehlermasse ME und 

RMSE verwendet. 

4.5 Methodik Analyse der Waldwirkung 

Für die Untersuchung der Waldwirkung wurden zwei Szenarien simuliert und verglichen. Schon 

Cattiau et al. (1995) haben aufgrund eines Berechnungsmodells für Steinschlagtrajektorien die 

Schutzwirkung verschiedener Waldszenarien quantifiziert. Dolf (2003) hat mittels 2D- 

Modellierungen verschiedene Waldszenarien auf ihre Wirksamkeit getestet. Vorliegende Arbeit 

zielt zudem auf die Darstellung räumlicher Unterschiede unterschiedlicher Bewaldung. Als 

Grundlage dienten die Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“, durch die einerseits der aktuelle 

Waldbestand abgebildet, andererseits der Prozess bei vollständigem Fehlen des Waldes 

simuliert werden konnte. Dies erlaubte die Analyse, Darstellung und Bezifferung der Wirkung des 

vorhandenen Waldes auf das Prozessgeschehen in Bezug auf verschiedene Parameter. Es galt 

einerseits, Kennwerte für die ganzen Testgebiete zu formulieren, andererseits sollte die 

räumliche Differenzierung der Waldwirkung analysiert und zum Ausdruck gebracht werden. 

Untersucht wurden sowohl die Summen der Durchgänge aller simulierten Steingrössen als auch 

die im Gebiet als am häufigsten angenommene Steingrösse. Zur Auswertung ist ein zweiteiliger 

Ansatz gewählt worden. 

4.5.1 Qualitative Analyse der Waldwirkung 

In einer ersten Annäherung wurden die Resultate der Szenarien in thematischen Karten 

graphisch dargestellt und qualitativ verglichen (Kapitel 7.1). Durch die graphische 

Gegenüberstellung der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ konnte die Wirkungsweise von 

Wald in einem qualitativen Ansatz diskutiert und bewertet werden. Pro Gebiet basieren die 

Darstellungen der einzelnen Parameter auf den gleichen Häufigkeitsklassen, so dass ein direkter 

graphischer Vergleich möglich war. 

4.5.2 Quantitative Analyse der Waldwirkung 

In einem zweiten Schritt wurden quantitative Aussagen bezüglich Schutzwirkung generiert 


Alle quantitativen Analysen basieren auf dem Vergleich von zwei Szenarien. Neben den 

absoluten Differenzen wurden die Verhältnisse der Szenarienwerte wie folgt gebildet: 

R = XS2,i / XS1,i 

Gebietsmittelwerte 

R = Verhältnis der Szenarien (Ratio) 

XS2,i = Wert des untersuchten Parameters im Szenario 2 „ohne Wald“ 

an der Rasterzelle resp., Evaluationszone i 

XS1,i = Wert des untersuchten Parameters im Szenario 1 „mit Wald“ an 

der Rasterzelle resp. Evaluationszone i 

Als Mass für die Schutzwirkung von Wald können die über alle Rasterzellen eines Gebietes 

gemittelten Werte der Parameter Steindurchgänge, Sprunghöhen, Energien, Geschwindigkeiten 

und Ablagerungen gelten. Die gemittelten Werte der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ 

wurden sich gegenübergestellt und die Differenz und das Verhältnis wurden gebildet (Kapitel 

(4) 

39

Evaluationszonen 


Mit der Einführung von Evaluationszonen wurde das vertikale Verteilungsmuster der 

Waldwirkung in den Testgebieten differenzierter betrachtet. So interessieren für praktische 

Fragestellungen in erster Linie nicht gebietsweise gemittelte Kennwerte, sondern deren 

räumliche Verteilung. Die im Folgenden verwendeten Hilfsgrössen wie Höhenkurven oder die 

Bereiche mit Schadenpotential zur Definition von Zonen können für andere Fragestellungen ohne 

Problem angepasst werden. 

Es wurden 4 Zonen unterschieden. Mit den Evaluationszonen 1 und 2 wurde das Ziel verfolgt, 

die räumliche Ausprägung der Trajektorien sämtlicher simulierter Steingrössen darzustellen, 

darum wird die Gesamtheit der Simulationsdurchläufe behandelt. Untersucht wird die 

unterschiedliche Anzahl von Steindurchgängen beider Szenarien Mittels Evaluationszonen 3 und 

4 wurden alle Parameter der häufigsten Steingrössen untersucht. In Anhang XYZ sind 

Grundlagen, Typ, Anzahl und weitere Informationen zu den Evaluationszonen aufgelistet. 

Die Evaluationszonen wurden in Form von GIS-Shapefiles hergestellt und die Werte mittels 

Spatial Analyst in ESRI ArcGIS TM (ESRI, 2005a) berechnet. 

Evaluationszone 1 

Als Grundlage für die Evaluationszone 1 dient die räumliche Abgrenzung des Schadenpotentials, 

d.h. die Zone stellt die Grenze des Bereichs mit Schadenpotential dar. Betrachtet werden die 

Trajektorien aller simulierten Durchläufe. 

Für das Diemtigtal wurde das Schadenpotential als alles unter der diagonal verlaufenden Linie 

der Evaluationszone 1 definiert und umfasst im Wesentlichen die Forststrasse. Da im Modell 

Querbewegungen von einer Zelle in die benachbarte möglich sind (Kapitel 5.1), musste zur 

Auswertung eine diagonale Linie gewählt werden, um Mehrfachdurchgänge des gleichen Steines 

zu vermeiden. Die Evaluationszone 1 liegt ziemlich genau auf dem Scheitelpunkt der 

Strassenböschung. Es kann also erwartet werden, dass bis dahin vordringende Komponenten in 

der Regel ihre Bewegung bis zur Strasse beibehalten (Kapitel 7.2.1). 

Die Grenze des Schadenpotentials und damit die Evaluationszone 1 fällt im Testgebiet 

Stotzigwald auf den Rand der Autobahn A2. Alle Steine, die diese Linie überqueren, müssen als 

Bedrohung für die Autobahn angesehen werden (Kapitel 7.2.1). 

Als Grenze des Schadenpotentials im Täschgufer wurde eine horizontale Linie auf der Höhe der 

ersten landwirtschaftlichen Gebäude bestimmt. Unterhalb dieser setzt das Siedlungsgebiet ein, 

auch die Kantonsstrasse fällt in diesen Bereich (Kapitel 7.2.1). 


Die Evaluationszone ist aufgrund von Höhenkurven verschiedener Äquidistanzen definiert und 

dient der Analyse der vertikalen Differenzierung der Anzahl Steindurchgänge (Kapitel 7.2.2). Die 

Trajektorien aller simulierten Durchläufe finden in die Berechnung Eingang, es wird also die 

Gesamtheit der erwarteten Ausprägungen betrachtet. 

Für jede Analyselinie der Evaluationszone 2 wurde aus der absoluten Anzahl von 

Steindurchgängen das Verhältnis der Szenarien „ohne Wald“ / „mit Wald“ gebildet, um darstellen 

zu können, mit wie viel mehr Steindurchgängen beim Fehlen des Waldes gerechnet werden 

muss. 

Andererseits wurde beziffert, wie viele der Steine im Bereich zwischen zwei Analyselinien 

gestoppt werden können. Diese als Bremswirkung einer Teilzone zwischen den Analyselinien 

wird als Zonenwirksamkeit bezeichnet. Sie wurde in Prozentanteilen der gestoppten an den total 

40

4 METHODEN 

eintretenden Steinen angegeben. Um die Wirkung von Wald zu beziffern, wurde die Differenz der 

Zonenwirksamkeit „mit Wald“ minus „ohne Wald“ berechnet. 

Für das Diemtigtal beträgt die Äquidistanz zwischen den Analyselinien 15 m, im Stotzigwald 100 

m und im Täschgufer 300 m (Kapitel 7.2.3). 


Die Evaluationszone 3 wurde aufgrund von Höhenkurven definiert, um die vertikale Veränderung 

der einzelnen Steinschlagparameter untersuchen und darstellen zu können. Hierzu wurde nur die 

Ausprägung der als am häufigsten angenommenen Steingrösse untersucht. Im Gegensatz zu 

den vorangegangenen Zonen wurden alle Parameter berücksichtigt, was eine exakte 

Beschreibung des räumlichen Sturzverhaltens und der Waldwirkung erlaubte. 

Im Diemtigtal führte die Verwendung von Höhenkurven mit Äquidistanz 2.5 m zur Ausscheidung 

von 23 Teilzonen (Kapitel 7.2.3). 

Im Stotzigwald wurden über die Höhenkurven 10 m 29 Analysezonen für die Evaluation 

bestimmt. Diese erstrecken sich von der Höhe des obersten Ausbruchsgebietes bis in den 

Bereich der Autobahn (Kapitel 7.2.3). 

Die Höhenkurven mit Äquidistanz 50 m bilden die Grundlage der Analyselinien im Täschgufer, 

wobei durch die grosse vertikale Ausdehnung der Startzonen erst der Bereich unterhalb der 

Linie 13 relevant wird (Kapitel 7.2.3). 


Die Zonen zwischen den Analyselinien der Evaluationzone 3 wurden auf die Anzahl abgelagerter 

Steine untersucht, um deren räumliche Verteilung darzustellen. Diese ist eine Funktion von 

topographischen Verhältnissen, Oberflächenausprägung und Waldbestand. die Anzahl der 

Ablagerungen mit und ohne Wald sowie deren Verhältnis wurde dargestellt. Analog den 

vorangegangenen Werten berechnet sich das Verhältnis aus dem Wert ohne Wald dividiert durch 

den Wert mit Wald. Werte unter eins repräsentieren demnach bezüglich Ablagerung eine positive 

Waldwirkung (Kapitel 7.2.4). 

41

42 

TEIL B: METHODENTEIL

5 STEINSCHLAGMODELLIERUNG ROCKYFOR 

Mit Steinschlagmodellen kann das Prozessgeschehen mittlerweile sehr gut abgebildet werden. 

Im Aufgabenkomplex der Gefahren- und Risikobeurteilung stellen sie als Hilfsmittel eine wichtige 

Komponente dar. Mit der praktischen Anwendung ist die Nachfrage nach stabilen, effizient 

anwendbaren Simulationsmodellen gestiegen (Kapitel 1.1), so dass mittlerweile weltweit eine 

ganze Reihe von Rechenprogrammen existieren. Diese unterscheiden sich bezüglich 

mathematisch-mechanischem Ansatz, Handhabung, Möglichkeit der Berücksichtigung 

verschiedener Parameter, Ausgabemöglichkeiten und falls kommerziell angeboten auch im 

Preis. In der Schweiz sind verschiedene Simulationsprogramme im Einsatz. Die verwendeten 

Berechnungsalgorithmen und der Modellaufbau, welche die verschiedenen Ansätze 

unterscheiden, sind im Detail nicht bekannt. Neben Modellansatz, Validierungen und Qualität der 

Eingangsdaten sind genaue Kenntnisse des Modellverhaltens und Erfahrung in der 

Steinschlagmodellierung nötig, um verlässliche Modellresultate herzustellen. 

5.1 Steinschlagmodell ROCKYFOR 

ROCKYFOR ist ein GIS-gestütztes prozessbasiertes 3D-Simulationsmodell für räumliche 

Berechnungen des Steinschlagprozesses. Das Modell wurde unter Verwendung von Daten eines 

Testgebietes in den österreichischen Alpen entwickelt (Dorren et al., 2004) und kontinuierlich 

anhand verschiedener Validierungsanwendungen und Daten von 218 realen 

Steinschlagexperimenten auf bestockten und unbestockten Gebieten in den französischen Alpen 

weiterentwickelt (Le Hir et al., 2004; Dorren et al., eingereicht). Das Modell arbeitet rasterbasiert 

und ist in der Lage, die Bewegung von Steinen und Blöcken für jede Rasterzelle unter expliziter 

Berücksichtigung allfälliger Kontaktreaktionen mit Bäumen zu simulieren. Durch den 

Einzelbaumbezug eignet sich das Modell besonders für bewaldete Perimeter. Als Steinform wird 

eine Kugel angenommen, wobei Anpassungen zur Modellierung von plattigen und kubischen 

Körpern in Bearbeitung sind. Das Modell setzt sich aus drei Hauptmodulen zusammen. 

Abbildung 5-1: Wahrscheinlichkeit der Sturzrichtung aufgrund 

Höhendifferenzen (Dorren et al., 2004) 

Das erste Modul berechnet auf Grundlage der 

Topographie aus dem digitalen Höhenmodell 

(DHM) die Sturzbahn. Mit der Anwendung der 

„Multiple Fall Direction“ – Methode (Dorren et al., 

2004) können analog zum realen Prozessablauf 

divergierende Sturzbahnen simuliert werden. Ein 

Stein, der eine Zelle verlässt, kann unter 

Annahme einer schiefen Ebene in drei 

Möglichkeiten eine der hangabwärts situierten 

Zellen erreichen. Die tatsächlich modellierte 

Sturzrichtung wird durch eine 

Wahrscheinlichkeitsverteilung auf Basis der Höhendifferenzen determiniert (Abbildung 5-1). Bei 

mehreren Durchläufen ergeben sich entsprechend unterschiedlicher Wahrscheinlichkeit 

verschieden stark frequentierte Sturzrichtungen. 

Das zweite Modul beinhaltet die Berechnung der Geschwindigkeit des stürzenden Blocks 

gemäss FlussAbbildung der Abbildung 5-2. Wie in Kapitel 2.1 dargestellt, können Steine durch 

eine Funktion von Topographie, Oberflächeneigenschaften und Untergrundbeschaffenheit 

abgebremst oder beschleunigt werden. Für den Moment der Sturzauslösung ist die 

Geschwindigkeit durch die Initialeinstellungen definiert, ebenso die Starthöhe, die bestimmend 

für die Geschwindigkeit beim ersten Aufprall wirkt. Zwischen den Bodenkontakten bewegt sich 

43


der Block im Falle von Springen näherungsweise auf einer parabelförmigen Bahn und kann unter 

Vernachlässigung des Luftwiderstandes durch eine vektorielle Bahngleichung beschrieben 

werden. Die Mikrotopographie des Geländes (Abbildung 5-3) wird für jeden simulierten Aufprall 

durch zufällige Variation des verwendeten Neigungswinkels in Abhängigkeit des ursprünglichen 

Neigungswinkels betreffender Zelle berücksichtigt (Dorren et al., 2004). 

Abbildung 5-2: Berechnungsverfahren der Geschwindigkeit ohne 

Berücksichtigung von Baumtreffern (Dorren et al., 2004) 

Abbildung 5-3: Diskrepanz zwischen mittlerer und 

tatsächlicher Hangneigung 

(Dorren et al., 2004) 

Der Energieverlust beim Aufprall sowie beim Rollen wird durch die Oberflächeneigenschaften 

bestimmt. Bei einem elastischen Stoss mit dem Untergrund bestimmen die Dämpfung des 

Bodenmaterials (normaler Restitutionskoeffizient rn) und die Oberflächenrauhigkeit (tangentialer 

Restitutionskoeffizient rt) den Energieverlust des Sturzkörpers. Weil die effektive Rauhigkeit für 

grössere Blöcke geringer ist als für kleinere (Kirkby & Statham, 1975), steht der tangentiale 

Restitutionskoeffizient in Abhängigkeit der Blockgrösse und berechnet sich wie folgt (Stoffel et 

al., eingereicht): 

r t = 

1 

1 + (Dmean / Drock ) 

rt = tangentialer Restitutionskoeffizient 

Dmean = mittlerer Durchmesser des Oberflächenmaterials (m) 

Drock = Durchmesser des Sturzkörpers (m) 

Das in der Stossberechnung verwendete rt wird unter Berücksichtung der enormen Variabilität 

der Grössenverteilung des Oberflächenmaterials zufällig um +/-10% angepasst. Da ein rt=1 

einen Kontakt ohne Energieverlust und rt=0 die vollständige Engergieabsorption bedeutet, 

werden die rt Werte auf den realistischen Bereich zwischen 0.1 und 0.99 beschränkt. Gleiches 

gilt für rn. Die Stossfunktion (bounce function) berechnet den elastischen Stoss, der als 

Grundlage der anschliessenden Flugphase dient (Dorren et al., 2004). Sinkt die Geschwindigkeit 

unter den kritischen Wert von 0.1m/s werden die Körper als gestoppt betrachtet und die 

Berechnung wird beendet. 

44 

(5)


Das dritte Modul befasst sich mit der Energiereduktion aufgrund von Baumtreffern. Aufgrund 

der modellierten Position des Sturzkörpers kann in einer Funktion aus Steindurchmesser, BHD 

und Anzahl Bäume pro Zelle die Trefferwahrscheinlichkeit berechnet werden. Im Falle eines 

Kontaktes wird der Energieverlust des Steines in Abhängigkeit von der relativen Position des 

Steines zum Stammmittelpunkt wie folgt berechnet (Stoffel et al., eingereicht): 

∆E 

= 

−0. 

046+ 

1+ 

10 

0. 

98+ 

0. 

046 

( 0. 

58−(( 

Pi−CTA) 

/ 0. 

5* 

DBH)) 

* −8. 

007 

∆E = Maximal vom Baum absorbierte Energie (%) 

Pi–CTA = Horizontaldistanz zwischen Treffer 

und Vertikalachse des Baumes (m) 

DBH = Brusthöhendurchmesser (m) 

Dabei wird abhängig vom Brusthöhendurchmesser die maximale Energieabsorptionsfähigkeit 

(max. E. diss.) wie folgt berechnet (Stoffel et al., eingereicht): 

max. E. diss. = 38.7 x DBH 2.31 max. E. diss. = maximale Energieabsorption (7) 

Diese Funktionen wurden aus reellen Steinschlagexperimenten in einem Gebirgswald der 

französischen Alpen hergeleitet (Dorren und Berger, in Druck). Die in Gleichung (7 aufgeführten 

Werte gelten für Weisstannen (Abies alba), welche bezüglich Stabilität und Engergieabsorption 

ein durchschnittliches Verhalten zeigen. 

Abbildung 5-4: Verhältnis zwischen Baumdurchmesser und Energieabsorption (nach: Dorren & Berger, in Druck) 

5.1.1 Datenauflösung und Rastergrösse 

Wie in Kapitel 1.1 erwähnt, ist jedes Modell eine Vereinfachung der Realität. Die Anwendbarkeit 

von Modellen hängt somit unter anderem von ihrem Vereinfachungsgrad ab. Dieser wird durch 

die Verfügbarkeit und die Qualität der Eingangsdaten bestimmt. Für die Betrachtung grosser 

Perimeter stehen nur beschränkt hochwertige Eingangsdaten zur Verfügung, so dass mit 

weniger detaillierten Modellresultaten gerechnet werden muss. Tiefere Auflösungen wirken sich 

bezüglich Modellfehlern gravierender aus als schlechte Datenqualität, dies aufgrund des 

Verlustes von wichtigen Geländestrukturen (Steinschlagrinnen) durch räumliche Aggregation 

(Dorren et al., 2004). Die Güte der Daten (DHM, Wald, Oberfläche, Untergund) muss sich 

entsprechen, es muss auf der gleichen Detaillierungsskala gearbeitet werden. 

(6) 

45

5.1.2 Eingangsdaten des Modells 


Folgend sollen einerseits die vom Modell erforderlichen Eingangsdaten beschrieben werden. 

Andererseits soll falls nötig dargestellt werden, wie diese in der vorliegenden Arbeit hergestellt 

wurden. Es kann also keine klare Trennung zwischen den durch das Modell vorgegebenen 

Anforderungen und gewissen methodischen Zusatzüberlegungen gemacht werden. Die 

Erwähnung der vorgenommenen Bearbeitungen muss aber aus Verständnisgründen im 

Modellkontext und nicht als eigener Teil im Methodenkapitel erfolgen. 

Aufgrund der rasterbasierten Berechnung des Modells sind Eingangs- sowie Ausgabewerte 

zellbezogen, d.h., jeder Zelle im Raster wird bezüglich jedem Inputparameter ein bestimmter 

Wert zugewiesen. Dies bedingt, dass die räumlichen Informationen mit gleicher Auflösung und 

Ausrichtung rasterisiert werden. Die Eingangsdaten bestehen aus 8 Informationsrastern, die vom 

Modell eingelesen werden. Dies ist nur möglich, wenn die jeweiligen Zellen der Raster mit der 

gleichen Auflösung exakt übereinander liegen, also die gleichen räumlichen Standorte besetzen. 

Dies kann durch die Wahl eines Referenzrasters, das der Ausrichtung der weiteren 

Eingangsraster dient, gewährleistet werden. Durch Kombination der Eingangsdaten ist das 

Modell bei seinen Rechnungsschritten in der Lage, die Information bezüglich aller Parameter für 

eine bestimmte Zelle abzurufen. Tabelle 5-1 gibt in einer Übersicht Aufschluss über die 

Eingangsdaten des Modells ROCKYFOR (Dorren et al., 2004). 

Tabelle 5-1: Eingangsdaten von ROCKYFOR 

Eingangsdaten* Art Textverweis 

dem.txt Rasterfile mit Höhenangabe [m] a 

start.txt Raster der Startzellen mit 1=Start, 2=kein Start b 

rgmean.txt Mittlerer Durchmesser der liegenden Komponenten [m c 

rn.txt Mittlere Dämpfungwerte d 

dbhmax.txt Maximler Brusthöhendurchmesser [m] e 

dbhmin.txt Minimaler Brusthöhendurchmesser [m] f 

nrtrees.txt Anzahl Bäume pro Zelle g 

inisettings.txt Simulationseinstellungen h 

> Anzahl der simulierten Blöcke aus jeder Startzelle 

> Zellgrösse [m] 

> Mittlerer Steindurchmesser [m] 

> Mittlere Gesteinsdichte [kg/m3] 

> Maximal wirksame Baumhöhe [m] 

> Vx: Initialgeschwindigkeit horizontal [m/s] 

> Vy: Initialgeschwindigkeit vertikal [m/s] 

> Starthöhe [m] 

> Simualation mit Bäumen [1] oder ohne Bäume [0] 

> Anzahl Reihen 

> Anzahl Spalten 

*Modellinterne Bezeichnunngen; .txt sind Textdateiden 

a) Digitales Höhenmodell: dem.txt [m ü.M.] 

Ein digitales Höhenmodell (DHM oder DEM) besteht in vorliegendem Fall aus einem Raster von 

Zellen, denen je ein bestimmter Höhenwert in m ü.M. zugeordnet ist. Die Oberfläche wird somit 

durch ein regelmässig aufgelöstes Raster von Höhenwerten abgebildet. Die Genauigkeit der 

Abbildung hängt von der Maschenweite der Zellen ab, die wiederum durch die Güte verfügbarer 

räumlicher Daten bestimmt wird und je nach Anwendung angepasst wird (Kapitel 4.2.1). 

46

) Startzellen: start.txt [-] 


Dem Berechnungsprozess jeder Sturzbahn liegt eine Startzelle zugrunde, die den Beginn der 

Trajektorie darstellt. Die Ausscheidung von Startzellen geschieht über die Definition von 

Polygonen aus Feldkartierungen und/oder Karten- und Luftbildstudien. Diese Polygone enthalten 

verschiedene Attributwerte wie Ausbruchsaktivität, ausbrechende Steingrösse und 

Ausbruchshöhe. Durch Rasterisierung der Polygone werden diese Attributwerte zur Festlegung 

der Ausgangseinstellungen „horizontale und vertikale Startgeschwindigkeit“, „Starthöhe“ und 

„Anzahl ausbrechender Steine“ jeder Startzelle genutzt. Das Modell verwendet ein bool`sches 

Raster (1=Start, 0≠Start) für die Identifikation der Startzellen, durch die Initialeinstellungen sind 

die Attributwerte der Startzellen bestimmt. 

c) Oberflächenrauhigkeit: rgmean.txt [m] 

Grundsätzlich ist die Oberflächenrauhigkeit eine Funktion des mittleren Durchmessers des 

liegenden Materials, der Rauhigkeitswert bildet sich im Verhältnis zur Grösse des Sturzkörpers 

(Kapitel 2.1.11). Der mittlere Radius des liegenden Sturzmaterials wurde in Klassen eingeteilt 

(Tabelle 5-2). 

Tabelle 5-2: Aufnahmeklassen der Rauhigkeitswerte 

Klasse 0 1 2 3 4 5 

Mittlerer Radius (m) Fels/Grossblöcke < 0.2 0.2 - 0.5 0.5 - 1 1 - 2 > 2 

Flächenanteil % 

10* 20* 60* 10* 0* 0* 

* Beispielwerte eines aufgenommenen Polygons 

Die Durchmesserklassen wurden wie folgt zu einem mittleren Durchmesser kombiniert: 

Rgmeantot = (%Ki/100*RgmeanKi)+…+(%Kn/100*RgmeanKn) Rgmeantot = mittlerer Radius des 

gesamten Oberflächenmaterials 

RgmeanKi = mittlerer Radius Klasse i 

n = Anzahl Klassen 

%Ki = Prozentanteil der Klasse i an 

der gesamten Bedeckung 

Neben Anzahl und Grösse der liegenden Komponenten stellt die Vegetation ebenfalls einen 

Anteil der Rauhigkeit. Im Modell ROCKYFOR gelten Einzelbäume mit einer wirksamen 

Baumhöhe als Bestandteile des Waldes, wohingegen Jungwuchs und Strauchvegetation durch 

ihr Verhalten der Wirkung von Oberflächenrauhigkeit zugeordnet werden müssen (Kapitel 

2.1.13). Diesbezüglich war eine standardisierte Aufnahme- und Übersetzungsmethodik für 

Vegetation vonnöten. Der gewählte Ansatz wird in Anhang A4.4 dargestellt. Die Rauhigkeit von 

Vegetation lässt sich nicht in mittleren Durchmessern ausdrücken, auch steht ihre 

Höhenwirksamkeit in einem völlig andern Verhältnis als bei liegenden Blöcken. Für die 

vorliegende Arbeit wurde als Ansatz die Energieabsorptionskurve (Abbildung 5-4) von Dorren & 

Berger (in Druck) mit einem Reduktionsfaktor aufgrund des vermehrt dynamischen 

Ausweichverhaltens verwendet. In einem qualitativen Ansatz wurden die Hindernisfaktoren 

(Vegetation, Totholz) generalisiert und in Rauhigkeitsklassen eingeteilt, denen analog zu 

liegenden Blöcken mittlere Radien zugeteilt werden konnten (Anhang A4.4). Wie erwähnt sind 

diesbezüglich für eine solide quantitative Grundlage weitere Arbeiten notwendig. 

(8) 

47


d) Dämpfungseigenschaften des Untergrunds: rn.txt [-] 

Wie in Kapitel 2.1.12 beschrieben, ist die Dämpfung eine Funktion aus Materialverdrängung und 

plastischer Deformation. Sie bestimmt, wie gross der Energieverlust durch den Eindringprozess 

ist und wird im Wesentlichen durch die Art und Beschaffenheit des Untergrunds an der 

Aufprallstelle determiniert. Daneben spielt die variable Durchfeuchtung und allfälliges 

Vorhandensein von Bodenfrost und Eis eine Rolle. Als Modelleingangsdaten werden 

ausschliesslich die mittelfristig unveränderlichen Bodeneigenschaften verwendet, Wassergehalt 

und Eisvorkommen werden durch Modifikation der Untergrundswerte berücksichtigt. Vorliegende 

Simulationen basieren auf den Elastizitätswerten der Arbeiten von Dorren und Seijmonsbergen 

(2003) (Tabelle 5-3). Im Anhang A5.1 (Tabelle 10-11) ist die verfeinerte Klasseneinteilung 

aufgrund von Feldaufnahmen ersichtlich. 

Tabelle 5-3: Untergrundsbezeichnung und verwendete Dämpfungswerte 

Dorren et al., 2003 Feldaufnahmen Kühne (2005) Härte Rn-Wert 

bedrock Anstehender Fels sehr hart 0.45 - 0.55 

scree, talus Hangschutt und Lockermaterial (flachgründig) hart 0.32 - 0.38 

stony soil Hangschutt und Lockermaterial (tiefgründig), Bodenmaterial mässig hart 0.32 - 0.35 

dry forest soil with needle cover Bodenmaterial tiefgründig, Vegetationsbedeckung weich 0.30 - 0.35 

fine humid soil Bodenmaterial tiefgründig, durchfeuchtet, massgebliche Vegetation sehr weich 0.25 - 0.30 

e) Maximaler / minimaler Brusthöhendurchmesser: dbhmax.txt [m] / dbhmin.txt [m] 

Für die Herleitung des zu verwendenden Baumdurchmessers sind für jede Rasterzelle Angaben 

bezüglich maximalem und minimalem Brusthöhendurchmesser der stockenden Bäume 

erforderlich. Diese werden zur Definition einer Normalverteilungskurve verwendet, aus welcher 

der vom Modell angenommene Durchmesser gewählt wird. In einer nächsten Modellversion 

werden für die Definition der BHD-Verteilungskurve auch der Mittelwert und die 

Standardabweichung verwendet. Die Angaben zu den Werten stammen aus Felderhebungen 

(Kapitel 4.1). Nach der Rasterisierung ist jeder Zelle der Wert des maximal resp. minimal zu 

erwartenden Brusthöhendurchmessers in Meter zugeordnet. 

g) Anzahl Bäume pro Zelle: nrtrees.txt [-] 

Zur Berechnung der Wahrscheinlichkeit eines allfälligen Baumkontaktes ist die Anzahl Bäume 

pro Rasterzelle entscheidend. Als Eingabefile wird ein Raster mit den Angaben zur Baumdichte 

verwendet. Die Herleitung der Werte wird auf Einzelbaumebene oder durch Luftbildkartierungen 

durchgeführt. 

h) Initialeinstellungen: ini_settings.txt [-] 

Für jeden Simulationsdurchgang müssen gewisse Anfangseinstellungen definiert werden, welche 

kurz besprochen werden. Alle modelltechnischen Informationen stammen aus Dorren et al. 

(2003). 

- Anzahl simulierter Steine pro Startzelle [-]: Für jeden Simulationsdurchgang wird die Anzahl 

der zu startenden Steine pro Zelle bestimmt. Das Modell berechnet die Sturzbahn des ersten 

Steins aus der ersten Startzelle und geht nach Beendigung weiter zum ersten Stein aus der 

zweiten Startzelle. Ist die letzte Startzelle erreicht, so wird der zweite Stein aus der ersten Zelle 

simuliert und fortgefahren. Diese Schleife wird so oft wiederholt, bis aus allen vorhandenen 

Startzellen die gewünschte Anzahl Steine simuliert wurde. Aufgrund von 

Wahrscheinlichkeitsannahmen im Modell sind Simulationen mit 100 und mehr Durchläufen nötig, 

um stabile Werte garantieren zu können. Für die Modellierung der Testgebiete wurden 

Wiederholungswerte von 100 bis 1500 gewählt. 

48


- Zellgrösse [m]: Die Auflösung der Eingaberaster wird mittels der Angabe „Zellgrösse“ in den 

Initialeinstellungen angegeben. 

- Mittlerer Steindurchmesser [m]: Der für die aktuelle Simulation angenommene mittlere 

Steindurchmesser wird angegeben. Aufgrund einer Normalverteilung für die Auswahl der effektiv 

verwendeten Steingrösse in ROCKYFOR weichen die möglichen Werte mit sinkender 

Wahrscheinlichkeit um +/- 30% ab. Das heisst, dass im Falle eines mittleren Steindurchmessers 

von 0.5m Werte von 0.35m bis 0.65m möglich sind (Anhang A5-1). 

- Gesteinsdichte [kg/m 3 ]: Die Gesteinsdichte kann angepasst werden. Für vorliegende 

Simulationen wurden durchgehend Werte von 2800kg/m 3 verwendet. 

- Wirksame Baumhöhe [m]: Der zu verwendende Brusthöhendurchmesser gibt Auskunft über 

die Mächtigkeit der Bäume. Weiter ist für den Fall einer Kontaktreaktion mit einem Sturzkörper 

die Baumhöhe entscheidend. Die wirksame Baumhöhe besagt, bis in welche Höhe der Baum 

einen stürzenden Stein effektiv beeinflussen kann. Dieser Wert wird analog zu den BHD- 

Angaben in Polygonen gleicher Eigenschaft kartiert und rasterisiert. Die Aufnahme ist allerdings 

aufgrund fehlender Messmethodik und sich stark unterscheidender Baumhöhen auf engem 

Raum fehleranfällig (Kapitel 5.4). 

- Horizontale Startgeschwindigkeit [m/s]: Für den Ausbruch des Sturzkörpers können die 

Anfangsbedingungen in verschiedener Weise definiert werden. Die Startgeschwindigkeit in X- 

Richtung gibt an, wie schnell sich der Stein im Moment der Auslösung in horizontale Richtung 

bewegt. Diese Grundlage fliesst in die weitere Berechnung des Bewegungsablaufs ein. Die 

Erhöhung der Anfangsgeschwindigkeit ist vor allem in Gebieten, deren Ausbruchsgebiet nicht 

abgebildet werden kann, ein Hilfsmittel. Es scheint aber schwierig abzuschätzen, welche 

Geschwindigkeit Steine mit weiter oberhalb liegenden Ausbruchsgebieten beim Eintreten in den 

untersuchten Perimeter inne haben. Für alle Simulationen im Rahmen dieser Arbeit wird als 

horizontale Anfangsgeschwindigkeit 0.1m/s angenommen. 

- Vertikale Startgeschwindigkeit [m/s]: Neben der horizontalen Startgeschwindigkeit kann 

auch die Bewegung in Y-Richtung, also die vertikale Anfangsgeschwindigkeit definiert werden. 

Die Anwendung scheint aber wie erwähnt problematisch. Da im Moment der Sturzauslösung 

bereits eine Bewegung herrscht, wurde für alle Simulationen eine vertikale 

Anfangsgeschwindigkeit von 1m/s gewählt. 

- Ausbruchshöhe [m]: Findet der Steinschlag seinen Ausbruch aus Festgesteinsquellen, besitzt 

der Körper aufgrund der vertikalen Differenz zum Ort des ersten Auftreffens bereits ein Quantum 

an Lageenergie. Diese Energie wird durch eine von der Ausbruchshöhe abhängige Sturzphase 

umgesetzt, so, dass die Sturzkörper beim ersten Bodenkontakt bereits über unterschiedlich hohe 

Bewegungsenergie verfügen. Für den weiteren Bewegungsablauf kann diese Anfangsenergie 

entscheidend sein. In allen drei Testgebieten wurde eine mittlere zu erwartende Ausbruchshöhe 

bestimmt, durch die eine realistische Abbildung der Initialbewegung ermöglicht wird. Dies gilt für 

Ausbrüche aus Lockermaterial und für sekundären Steinschlag nur bedingt, da die Fähigkeit zur 

Ausbildung steiler Böschungen mit entsprechender Ausbruchshöhe stark gemindert ist. 

- Simulation mit/ohne Wald [-]: Für die realistische Abbildung des Steinschlagprozesses muss 

der Wald als relevanter Beeinflussungsfaktor in Simulationen miteinbezogen werden. In den 

Initialeinstellungen kann durch die entsprechende Angabe der Wald ausgeklammert werden. 

Dies wurde für den Vergleich der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ genutzt. 

- Anzahl Zellreihen [-] / Anzahl Zellspalten [-]: Für Rechenzwecke muss dem Modell die 

Anzahl der Reihen und Spalten von Rasterzellen bekannt sein. Diese Angaben ergeben sich aus 

der Perimetergrösse und der gewählten Rasterauflösung und können aus der Kopfzeile der 

Textdateien abgelesen werden. 

49

5.1.3 Ausgabedaten des Modells 


Analog zu den Eingabedaten sind die Resultatdaten rasterbasiert, d.h. für jede Zelle im 

simulierten Raster werden unten genannte Steinschlagkennwerte berechnet und ausgegeben. 

Die Textdateien können durch einfache Umformungen wieder als Rasterformat in einem 

Geographischen Informationssystem (GIS) dargestellt und bearbeitet werden. Tabelle 5-4 gibt 

Aufschluss über die von ROCKYFOR berechneten Steinschlagwerte, folgend kurz behandelt 

werden sollen. 

Tabelle 5-4: Ausgabedaten von ROCKYFOR 

Ausgabedaten Art Textverweis 

v_mean.txt Mittlere Geschwindigkeit [m/s] i 

h_vert_mean.txt Mittlere vertikale Höhe [m] j 

h_norm_mean.txt Mittlere normale Höhe [m] k 

h_imp_max.txt Maximale Trefferhöhe [m] l 

e_max.txt Maximale Energie [kJ] n 

freq.txt Anzahl Steindurchgänge o 

rockvol.txt Maximal passiertes Steinvolumen [m3] m 

runout.txt Anzahl gestoppte Komponenten p 

treehits.txt Anzahl Baumtreffer q 

i) Mittlere Geschwindigkeit: v_mean.txt [m/s] 

Aufgrund der Bewegungsberechnung kann für jede Rasterzelle die mittlere Geschwindigkeit in 

m/s berechnet werden. Das Mittel entsteht aus der Summe der Geschwindigkeiten aller 

durchgegangenen Steine geteilt durch die Anzahl durchgegangener Steine. Aus diesem Grund 

können im Einzelnen die Geschwindigkeiten höher sein. Die Werte dienen der Beurteilung der 

Geschwindigkeiten der stürzenden Steine. 

j) Mittlere vertikale Sprunghöhe: h_vert_mean.txt [m] 

Die mittlere vertikale Sprunghöhe gibt den durchschnittlichen Höhenwert der springenden Steine 

in vertikaler Richtung an, sie ist eine Mittelung der höchsten vertikalen Parabelpunkte aller 

Durchgänge. Dieser Wert ist für praktische Anwendungen wie Positionierung und 

Dimensionierung von Schutzdämmen oder Steinschlagnetzen entscheidend. Reale Steinschläge 

ergeben Baumschäden in verschiedenen vertikalen Höhen, die als Vergleich zu den vom Modell 

berechneten Werten genutzt werden können. Rollende Steine werden ebenfalls verrechnet und 

reduzieren so die mittleren Werte. Dies bedingt die Betrachtung von mittlerer und maximaler 

Höhe zur Analyse des Sprungverhaltens (Kapitel 6.2.2). Die maximale Sprunghöhe wird in der 

verwendeten Version nicht ausgegeben, sie wird aber im Zuge der Simulation berechnet und 

kann problemlos als weiteres Outputfile ausgegeben werden. 

k) Mittlere normale Sprunghöhe: h_norm_mean.txt [m] 

Die mittlere normale Sprunghöhe widerspiegelt den durchschnittlichen Höhenwert der 

springenden Steine normal zur Geländeoberfläche und kann ebenfalls für praktische 

Fragestellungen wichtig sein. Der Wert wird aus den jeweils höchsten Parabelpunkten aller 

Durchgänge gemittelt. 

l) Maximale Baumtrefferhöhe: h_imp_max.txt [m] 

Die maximal zu erwartende Höhe von Baumtreffern gibt Auskunft über Sprunghöhen und die 

Interaktion Stein – Baum. Aufgrund der Abhängigkeit von der wirksamen Baumhöhe ist die 

50


Aussagekraft der maximalen Baumtrefferhöhe an deren Zuverlässigkeit gekoppelt und deswegen 

mit Vorsicht zu betrachten. 

m) Maximale Energie: e_max.txt [kJ] 

Neben der Sprunghöhe ein äusserst wichtiger Wert ist die maximal in einer Zelle auftretende 

Energie. Dieser Wert ist eine Funktion aus der Geschwindigkeit, der Steinmasse und dem Anteil 

der Rotationsenergie. Die maximalen Energiewerte sind entscheidend für das Verhalten eines 

Baumes im Falle einer Kontaktreaktion und für die Dimensionierung von Schutzmassnahmen. 

n) Anzahl Steindurchgänge: freq.txt [-] 

Die Anzahl der Steindurchgänge pro Zelle gibt Auskunft bezüglich räumlicher Verteilung der 

Trajektorien und bietet somit Anhaltspunkte zum Verteilungsmuster des Steinschlags sowie zur 

Eingrenzung des Prozessraumes. Die Steindurchgänge leisten in entsprechender Darstellung 

einen entscheidenden Beitrag zur Visualisierung und zum Verständnis des Prozessablaufs. 

o) Maximal passiertes Steinvolumen: rockvol.txt [m3] 

Das maximal passierte Steinvolumen bezeichnet das Volumen des grössten durchgegangenen 

Sturzblocks und gibt damit Aufschluss über die Reichweiten der verschiedenen Steingrössen. 

p) Anzahl abgelagerte Steine: runout.txt [-] 

Die Bewegung eines Steines bedingt ein Minimum an Energie. Ist dies nicht mehr gegeben, so 

wird der Stein angehalten. Unterschreiten die Komponenten während der Sturzbahnberechnung 

in ROCKYFOR die kritische Geschwindigkeit von 0.1m/s, so bricht die Berechnung ab, die Steine 

werden als gestoppt betrachtet. Alle in einer Zelle abgelagerten Steine werden aufsummiert und 

als Outputwert angegeben. Häufungen von Ablagerungen können auf Änderungen im Gelände, 

tiefe Hangneigungen, hohe Waldwirkung oder grosse Rauhigkeits- und Dämpfungswerte 

hindeuten. Vom Modell ausgegebene Ablagerungszellen können mit kartierten realen 

Sturzschuttakkumulationen verglichen werden, um die Güte der Modellresultate zu prüfen 

(Kapitel 6.1.4). 

q) Anzahl Baumtreffer: treehits.txt [-] 

Bei bekannter Baumzahl pro Zelle wird die Anzahl Kontaktreaktionen mit stürzenden Steinen 

berechnet. Die Summe aller Baumtreffer innerhalb einer Zelle wird als Resultateraster 

ausgegeben. Diese Werte zeigen die Häufigkeit von Baumtreffern und können im Vergleich mit 

empirisch erhobenen Daten zur Bestimmung der Modellgenauigkeit verwendet werden. 

51

5.1.4 Modellübersicht 


ROCKYFOR soll in einer Übersicht zwei in der Schweiz breit angewendeten Modellen gegenüber 

gestellt werden, um allfällige Unterschiede und Gemeinsamkeiten darzustellen (Tabelle 5-5). 

Diese Auflistung beinhaltet keinerlei Information über Güte und Qualität der Modelle. 

John und Spang (1979) befassen sich mit den Voraussetzungen, Mechanismen und der 

Sicherung von Steinschlägen und Felsstürzen. Aus ihren Arbeiten geht das 

Simulationsprogramm Rockfall 6.1 hervor (Spang, 2002). Zinggeler (1989) befasst sich mit 

theoretischen Überlegungen zur Steinschlagsimulation in Gebirgswäldern. Er entwickelt eine 

Modellierung der verschiedenen Komponenten des Steinschlages, aus der später in 

Zusammenarbeit mit der Firma GEOTEST das Simulationsmodell Zinggeler und GEOTEST 

(GEOTEST, 1998) hervorgeht. Dorren (2002) befasst sich mit verschiedenen Teilbereichen von 

Schutzwald und Steinschlagmodellierung. Er beschreibt neben der Dynamik von Schutzwäldern 

auch einen Ansatz zur Modellierung und testet diesen bezüglich Genauigkeit und Verhalten bei 

ändernden räumlichen Auflösungen anhand von detaillierten Feldaufnahmen. Daraus entwickelt 

er das Simulationsprogramm ROCKYFOR. 

Tabelle 5-5: Zusammenstellung der Modellkennwerte: Zwei kommerziell verwendete Simulationsprogramme und ROCKYFOR 

ROCKYFOR Version 9 GEOTEST ROCKFALL 6.1 

Dimensionen 3D 3D / 2D 2D 

Bewegungsarten Fallen, Springen, Rollen Fallen, Springen, Rollen 

3 Hauptachsen, 

Fallen, Springen, Rollen, 

Gleiten, Kippen 

Sturzkörper Kugel, max. 10m3 

Rundungsgrad, max. 5m 

Kantenlänge 

Kugel, Zylinder 

Waldeinbezug 

Einzelbaumbezug oder 

Stammzahlen & BHD- 

Verteilung 

Bestandestyp, Stammzahlen Bestockungsdichte, 

Baumdurchmesser, Baumart 

Baumkontakte Ja: Energieverlust Ja: Energieverlust, Ablenkung Ja: Energieverlust 

Hinderniseinbezug Ja: DEM Ja: DEM / Profil Ja 

Inputdaten 

Outputdaten 

Variabel 

DEM, Rauhigkeit, Dämpfung, 

BHD, Stammzahlen 

Geschwindigkeit (max, mean), 

Frequenz, Energie (max, 

mean), Endpositionen, 

Sprunghöhen (max, mean), 

Baumtrefferhöhe, Anzahl 

Baumtreffer 

Anzahl Durchgänge, 

Rastergrösse, Steingrösse, 

Gesteinsdichte, wirksame 

Baumhöhe, Anfangsgeschw., 

Starthöhe, mit/ohne Wald 

Dämpfung, Rauhigkeit, 

Vegetation, DEM 

Geschwindigkeit, Energie, 

Sprunghöhen, Sturzbahnen, 

Frequenzen 

Startzonen, Startpunkte, 

Startgeschwidigkeit, 

Blockgrösse, Waldbestand 

Profil, 

Oberflächenbeschaffenheit, 

Rauhigkeit, 

Bestockungsdichte, Baumart 

Sprunghöhe, Energie, 

Aufschlagwinkel,Bauwerkstreffer, 

Sturzbahnen, 

mechanische Charakteristika 

Blockgrösse, Dichte, 

Startkoordinaten, 

Durchgänge, 

Programmsprache Matlab C++ - 

Referenz Dorren und Berger, 2005 Krumenacher et al., 2005 Spang und Romunde, 2005 

* 2D/3D: Zwei-/dreidimensional 

* BHD: Brusthöhendurchmesser in Meter 

* DEM: Digital Elevation Model (Digitales Höhenmodell) 

52

5.2 Modellierung 

5.2.1 Eingangsdaten Diemtigtal 


Für die drei Gebiete mussten aufgrund der unterschiedlichen räumlichen Ausprägung und 

Verfügbarkeit von Daten verschiedene Ansätze gewählt werden. Die verwendeten Daten und 

deren Grundlagen werden gebietsweise kurz behandelt, Anhang A5.1 gibt eine Übersicht. 

Dank hochwertigen Datensätzen aus den Arbeiten von Baumgartner (2002) und Perret (2005) 

konnte für das Diemtigtal auf eine solide Grundlage zurückgegriffen werden. Die Kleinräumigkeit 

des Gebiets und der hohe Detaillierungsgrad der Eingangsinformationen ermöglichten mit 

Rasterweiten von einem Meter sehr gut aufgelöste Modellanwendungen. Dies bedingt aber 

Eingangsdaten von gleichmässig hoher Güte. 

Zur Herstellung des DHM`s wurden die Laserscan-Daten der Swisstopo (Swisstopo, 2004) mit 

einer Auflösung von einem Meter verwendet. Die verwendete Methodik ist in Kapitel 4.2.1 

beschrieben. 

Die Definition von Ausbruchszellen war angesichts der über 400 m hohen Felswand über dem 

Testgebiet mit erheblichen Schwierigkeiten verbunden. Aufgrund der Arbeit von Baumgartner 

(2002) wurde eine Zellreihe im obersten Gebietsbereich als Startzone ausgeschieden. Dies stellt 

unter der Annahme einer quasi senkrechten Felswand eine zu verantwortende Vereinfachung 

der Realität dar. Ausbruchshöhe und –geschwindigkeit müssen durch die Initialsettings der 

Simulationsdurchläufe angepasst werden. Dieses Vorgehen ist insofern zwingend, da die 

Neigung der Felswand durch Geländemodelle nur ungenügend abgebildet werden kann. 

In Anbetracht des mittleren Radius der Sturzkomponenten von 0.1 m kommt der 

Oberflächenrauhigkeit in Form von Totholz und Strauchvegetation grosse Bedeutung zu. Für 

deren Bestimmung wurden Faktoren aus detaillierten Kartierungen von Perret (2005) 

übernommen und kombiniert. Neben der Bestimmung vom mittleren Radius des liegenden 

Gesteinsmaterials wurden die Hindernisfaktoren generalisiert in drei Klassen eingeteilt, denen 

gemäss Modellanforderungen ein mittlerer Durchmesser zugewiesen wurde (Anhang A5.1). Als 

Resultat sind Punkte-, Linien- und Polygonshapefiles mit Rauhigkeitsattributen generiert worden, 

die überlagert und gerastert werden konnten. Dieses Vorgehen beinhaltet einen qualitativen 

Ansatz, der aufgrund fehlender Grundlagendaten angewendet werden musste. 

Die relativ gleichmässige, tiefgründige Sturzschuttakkumulation führt zu homogen hohen 

Dämpfungswerten. Bei Vorhandensein von Strauchvegetation wurden die Dämpfungswerte 

durch geringfügige Erhöhungen angepasst. 

Durch die Bestimmung der Koordinaten und des BHD`s jedes Baumes durch Perret (2005) 

konnten sehr hoch aufgelöste Datensätze generiert werden. Der Einzelbaumbezug erlaubt die 

exakte Zuordnung des realen BHD`s für jeden Baum. Damit entfällt die Ausscheidung von 

Polygonen und die Ungenauigkeit aufgrund der Zufallsauswahl aus der Verteilungskurve. Die 

Bäume wurden als Punktefiles mit dem Attribut BHD in ein GIS übernommen und mittels 

Rasterisierung den entsprechenden Zellen zugewiesen. 

Für das Diemtigtal konnte die Steingrössenverteilung mit nur drei Simulationen abgebildet 

werden. Die Anzahl Durchgänge wurde anhand der im Feld vorgefundenen Häufigkeitsverteilung 

bestimmt. 

5.2.2 Eingangsdaten Stotzigwald 

Im Stotzigwald sind aufgrund der räumlichen Ausdehnung Feldaufnahmen in genügender 

Auflösung prinzipiell möglich. Die dichte Bewaldung, das ausgeprägte Relief und die 

Unzugänglichkeit verschiedener Bereiche bereiteten aber Probleme. Die für die Simulation 

53


verwendeten Daten wurden speziell für diese Arbeit erhoben, wobei von den Gebietskenntnissen 

aus den Arbeiten von Wehrli et al. (in Revision) profitiert werden konnte. 

Das DHM mit einer Auflösung von 5 m wurde durch photogrammetrische Auswertungen und den 

Einbezug von Höhenkurvendaten erstellt. Die genaue Methodik ist in Kapitel 4.2.1 beschrieben. 

Die Ausbruchszonen konnten durch Feldaufnahmen relativ gut eingegrenzt werden, wobei es 

sich bei den relevanten Quellen durchwegs um anstehende Felsbänder von 5 bis 20m Höhe 

handelt. Neben der Identifikation wurde den Startgebieten ein Aktivitätsindex zugeordnet, der als 

Attribut in die digitalisierte Form aufgenommen wurde. 

Durch die Feldaufnahmen (Kapitel 4.1) konnten Polygone mit gleichen Eigenschaften betreffend 

Oberflächenrauhigkeit ausgeschieden werden. Im unteren Bereich ist teils dichte 

Strauchvegetation vorhanden, die entsprechend als Rauhigkeitselement berücksichtigt wurde 

(Anhang XXX). 

Das Spektrum der Energieabsorption durch Dämpfung ist im Stotzigwald sehr gross, da Flächen 

von anstehendem Fels mit geringer Dämpfung ebenso vorhanden sind wie Bereiche mit 

tiefgründigem, feinem Bodenmaterial und relevanter Vegetationsbedeckung. 

In 23 Testkreisen wurden Bestandeserhebungen gemäss LFI I (Mahrer et al., 1988) und 

Schadensaufnahmen durchgeführt, die Rückschlüsse über BHD-Verteilung geben. Die Werte zu 

den Brusthöhendurchmessern wurden in Polygonkarten integriert, die nach der Rasterisierung 

dem Modell zur Herleitung der BHD-Werte dienen. Zur Bestimmung der Anzahl Bäume pro 

Rasterzelle wurde der gesamte Bestand mit Hilfe von Orthofotos kartiert (Kapitel 4.2.2). Dies 

ermöglicht die einzelbaumbezogene Bestimmung des genauen Standorts in Form eines Punkte- 

Shapefiles. 

Der im Feld beobachtete Steinradius variiert stark, wobei grosse Komponenten in deutlich 

geringerer Anzahl vorhanden sind. 

5.2.3 Eingangsdaten Täschgufer 

Im Täschgufer ist die detaillierte Aufnahme der Eingangsparameter aufgrund der räumlichen 

Ausdehnung von 26ha und einer Höhendifferenz von 1600m stark eingeschränkt. Aus diesem 

Grund musste eine stärkere Vereinfachung einzelner Parameter in Kauf genommen werden. Da 

sich weite Gebietsbereiche als relativ gleichförmig erweisen, konnte der Qualitätsverlust in 

Grenzen gehalten werden. Die Arbeiten von Stoffel et al. (2005a; 2005b) sind in die Bestimmung 

der Modelleingangsparameter eingeflossen. 

Das DHM Täschgufer mit einer Auflösung von 5 m wurde mittels Photogrammetrie erstellt. Die 

verwendete Methodik ist in Kapitel 4.2.1 beschrieben. 

Grundsätzlich stellt der ganze obere Gebietsteil potentielle Startzonen dar. Die Höhenlage der 

Ausbruchsgebiete und regelmässige Steinschläge haben eine vollständige Begehung 

verunmöglicht. Es konnte aber auf zuverlässige Informationen in Form von geologischen 

Gutachten (Wicht und Joris, 1985; Marro, 1994; Lauber, 1995) zurückgegriffen werden. Die in 

den Berichten ausgeschiedenen Hauptausbruchsgebiete wurden durch die als anstehender Fels 

ausgeschiedenen Flächen aus dem Übersichtsplan ergänzt. So kommt praktisch die Gesamtheit 

der Felsflächen im oberen Teil als Ausbruchsgebiet in Frage. Diese Annahme konnte durch 

Beobachtungen und im Gespräch mit einheimischen und im Gebiet tätigen Personen bestätigt 

werden. 

54


Die Oberflächenrauhigkeit wurde gemäss der Methodik der Feldaufnahmen (Kapitel 4.1) 

flächendeckend vorgenommen. Ergänzend sind Informationen aus der Arbeit von Stoffel et al. 

(2005b) eingeflossen. 

Die ausgeschiedenen Polygone gleicher Oberflächenrauhigkeit wurden ebenfalls zur 

Bestimmung der Dämpfungseigenschaften verwendet, falls nötig in angepasster Form. Die 

entsprechenden Dämpfungswerte konnten den kartierten Polygonen zugeordnet werden. 

Die ausführlichen Erhebungen zur Durchmesserverteilung aus der Arbeit von Schneuwly 

(2003) wurden mit Aufnahmen in 46 Testkreisen (Kapitel 4.1; Mahrer et al., 1988) ergänzt. Mit 

Hilfe von Luftbildern konnte über das gesamte Gebiet der exakte Standort jedes Einzelbaumes 

kartiert und in Form eines Punkte-Shapefiles dargestellt werden. Durch Weiterverarbeitung 

wurde ein Raster mit den Stammzahlen pro Zelle generiert. 

Bei gleicher Radiusverteilung wie im Stotzigwald nehmen die grossen Komponenten einen 

höheren Anteil ein. 

5.2.4 Diskussion Eingangsdaten 

Primär ist die Konsistenz bezüglich räumlicher Auflösung und Datengenauigkeit zu 

gewährleisten. Der Aufwand der Datenherstellung kann aber entsprechend dem Einflussfaktor 

der verschiedenen Parameter angepasst werden. 

Das Höhenmodell ist als Grundlage der Modellierung ein entscheidender Faktor. In vorliegender 

Anwendung wurde versucht, diesem Umstand genügend gerecht zu werden. Die Anwendung 

von Laserscan-Daten (Swisstopo, 2005) wird in Zukunft ein entscheidendes Hilfmittel bieten. 

Vergleiche der Differenzen zwischen herkömmlichen D^HM`s und Laserscan-Datensätzen 

können wertvolle Erkenntnisse liefern. 

Die Rastergrösse 1 m bietet sich für das Diemtigtal aufgrund des hochaufgelösten DHM`s und 

der detaillierten Aufnahmen an. Für den Stotzigwald ist aufgrund der beschränkten 

Flächenausdehnung die Herstellung von relativ gut aufgelösten Eingangsinformationen möglich. 

Obwohl das DHM den kritischen Punkt bildet, kann eine Rastergrösse von 5 m verwendet 

werden. Für das Täschgufer könnte durchaus mit einer Rastergrösse von 10 m gearbeitet 

werden. Dies wäre insofern angebracht gewesen, als dass damit ebenfalls eine 

Modellvalidierung mit einem 10 m Raster vorhanden wäre. Im Diskussionsteil in Kapitel 7.2??? 

wird näher auf die Bedeutung der Rasterauflösung für die Simulationsresultate eingegangen. 

Die Umsetzung der Kategorien von Strauchvegetation in Rauhigkeitswerte musste anhand von 

qualitativen Annahmen durchgeführt werden. Die Annahmen bedürfen einer Prüfung und 

allfälliger Korrektur durch vertiefte Arbeiten in dieser Fragestellung. 

Im Rahmen der Feldaufnahmen und aufgrund von geologischen Gutachten, Karten und 

Luftbildern wurden die Ausbruchsgebiete ausgeschieden. Wegen schwieriger Zugänglichkeit 

mussten bezüglich genauer Lage und Starthöhe der Steine gewisse Annahmen getroffen 

werden, die allenfalls von der Realität abweichen. Die Ausbruchshöhe ist aber, wie im Fall der 

400m hohen Felswand im Diemtigtal, nicht schlüssig zu definieren. Als Ansatz könnten 

kombinierte Simulationen mit verschiedenen Ausbruchshöhen verwendet werden. Sicher kommt 

der systematischen und genauen Aufnahme von Ausbruchsgebieten und Starthöhen aufgrund 

ihres Einflusses auf die Resultate grosse Bedeutung zu. 

5.3 Simulationseinstellungen 

Fehler! Verweisquelle konnte nicht gefunden werden. ermöglicht einen Überblick der 

gewählten Simulationseinstellungen. Aufgeführt ist die Simulationsnummer, der Radius des 

55


Sturzblockes, die Anzahl simulierter Steine aus jeder Startzelle (oder auch Anzahl Durchgänge 

genannt), die Anzahl der Startzellen und die Anzahl der total im Perimeter gestarteten Steine. 

Diese Liste erlaubt es, jeden Simulationsdurchgang bezüglich gewählter Einstellungen zu 

identifizieren. 

Die höheren Simulationsnummern stellen die Durchgänge ohne Berücksichtigung des Waldes 

dar, die als Szenario „ohne Wald“ für die Analyse der Waldwirkung verwendet wurden (Kapitel 7). 

Alle weiteren Einstellungen blieben unverändert. Tabelle 5-7 gibt Anhaltspunkte zur absoluten 

Zahl simulierter Sturzkörper. 

Tabelle 5-6: Simulationseinstellungen: Die Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ der drei Testgebiete 

Diemtigtal 

Stotzigwald 

Täschgufer 

Simulationen D80/83 D81/84 D82/85 

Radius (m) 0.05 0.1 0.15 

Anzahl Steine 1500 2000 1500 

Startzellen 12 12 12 

Tot gestartet 18000 24000 18000 

Simulationen S40/50 S41/51 S42/52 S43/53 S44/54 S45/55 S46/56 S47/57 S48/58 S49/59 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 

Anzahl Steine 1200 1500 1200 1000 600 500 200 200 100 100 

Startzellen 331 331 331 331 331 331 331 331 331 331 

Tot gestartet 397200 496500 397200 331000 198600 165500 66200 66200 33100 33100 

Simulationen T62/72 T63/73 T64/74 T65/75 T66/76 T67/77 T68/78 T69/79 T70/80 T71/81 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 

Anzahl Steine 1200 1500 1200 1100 1000 800 700 600 500 400 

Startzellen 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 

Tot gestartet 9230400 11538000 9230400 8461200 7692000 6153600 5384400 4615200 3846000 3076800 

Tabelle 5-7: Gebietsübersicht: Anzahl Zellen, Startzellen und total gestartete Steine 

Ztot* Zaus* Ssum* Stot* Ztot: Totale Anzahl Zellen 

Diemtigtal 2137 12 5000 60000 Zaus: Anzahl Ausbruchszellen 

Stotzigwald 6533 331 6600 2184600 Ssum: Gestartete Steine pro Zelle (alle Grössen) 

Täschgufer 89575 7692 9000 69228000 Stot: Total gestarteter Steine 

Initialeinstellungen 

Die Initialeinstellungen der verwendeten Simulationsdurchgänge werden in Tabelle 5-8 und 

Anhang A5.2 dargestellt. Die Anzahl Durchgänge wurde nach Häufigkeit der betreffenden 

Steingrösse bestimmt. Die Steinradien entsprechen den in den Gebieten beobachteten 

Dimensionen des Sturzmaterials. Die Anpassung der wirksamen Baumhöhe musste anhand von 

qualitativen Kriterien geschehen. Alle restlichen Anfangseinstellungen wurden gebietsweise 

bestimmt und fixiert, so dass sie für alle Durchgänge gleich bleiben. Die stochastischen 

Algorithmen von ROCKYFOR bedingen mindestens hundert Simulationsdurchgänge, um stabile 

Resultate garantieren zu können. 

56

Simulationslisten 


Tabelle 5-8: Verwendete Initialeinstellungen: Übersicht der drei Testgebiete 

Diemtigtal Stotzigwald Täschgufer 

Anzahl Durchgänge 1500 - 2000 100 - 1500 400 - 1500 

Zellgrösse (m) 1 5 5 

Steinradius(m) 0.05 - 0.15 0.1 - 1 0.1 - 1 

Gesteinsdichte (kg/m3) 2800 2800 2800 

Wirksame Baumhöhe (m) 3 5 - 8 3 - 6 

Vx 0.1 0.1 0.1 

Vy -1 -1 -1 

Starthöhe (m) 30 5 5 

Die Resultate wurden nach Simulationsnummer sortiert und sind damit hinsichtlich Einstellungen 

und verwendeter Daten jederzeit nachvollziehbar (Anhang A5.2). 

Simulationsresultate 

Da die Gesamtheit des Steinschlagprozesses abgebildet werden soll, wurden die Resultate der 

verschiedenen Steingrössen kombiniert und miteinander verrechnet. Dadurch kann für jedes 

Gebiet pro Steinschlagparameter ein Raster erstellt werden, das als Grundlage für die Analyse 

dient. Die Simulationsergebnisse werden in den Kapiteln 6.1 und 7.1 dargestellt und besprochen. 

5.4 Diskussion ROCKYFOR 

Dämpfungswerte 

Die Eindringtiefe und die als Dämpfung bezeichnete Energieabsorption sind gemäss dem Prinzip 

des elastischen Stosses abhängig von den Bodeneigenschaften einerseits, der Energie - und 

damit indirekt von der Masse - des Sturzkörpers andererseits (Kapitel 2.1). Damit kann die 

Dämpfung nur in Funktion der Steingrösse angegeben werden. Die verwendeten Rn-Werte 

variieren zwar zufällig um +/-10% bei jedem Aufschlag, um die Abweichungen von der 

Hauptdämpfung abzubilden. Realistische Rn-Werte können aber nur in Abhängigkeit der 

Steingrösse berechnet werden. 

Anzahl Bäume 

Falls keine absoluten Standorte (z.B. aus Luftbildkartierungen) vorhanden sind, sollten die 

Angaben zur Baumdichte aus Bestandeskartierungen verwendet werden können. Dies bedingt 

die modellinterne automatische Berechnung von Stammzahlen pro Hektar in Anzahl Bäume pro 

Zelle sowie die zufällige Positionierung der Bäume. Dabei geht im Vergleich zur exakten 

Kartierung durch eine weitere Zufallsfunktion Genauigkeit verloren. Hinsichtlich einer 

vereinfachten praktischen Anwendung sollte die Umsetzung aber möglich gemacht werden. 

BHD-Verteilung 

Minimale und maximale Werte sind nicht ausreichend, um die reale Durchmesserverteilung 

darzustellen. Weitere statistische Kennwerte wie Mittelwert, Median und Standardabweichung 

sind nötig für eine realistische Abbildung der Verteilungskurve. Diese sind durch die Erhebungen 

im Feld leicht zu berechnen. Wenn allein die Minimal- und Maximalwerte berücksichtigt werden, 

können Ausreisser die BHD-Kurve extrem verfälschen. Die BHD-Verteilung muss also unter 

Angabe der Kurvenfunktion durch weitere Kennwerte präzisiert werden. 

Wirksame Baumhöhe 

57


Die Höhe, in der ein Baum noch einen markanten Einfluss auf einen stürzenden Stein haben 

kann, ist im Feld nur sehr bedingt feststellbar. Verschiedene Faktoren beeinflussen den Wert. 

Grundsätzlich ist die wirksame Höhe eine Funktion des Brusthöhendurchmessers, da mit 

zunehmender Höhe die Stabilität abnimmt. Daneben müssen baumspezifische Parameter wie 

Holzstabilität und Schwingungsbewegung in der Berechnung berücksichtigt werden. Das 

resultierende Stossverhalten und die Energieabsorption in jeder Höhe des Baumes muss weiter 

mit der Steingrösse gekoppelt werden. Für eine Vereinfachung können unter Annahme eines 

statischen Verhaltens Baumtyp, BHD und Steingrösse in die Berechnung der wirksamen 

Baumhöhe einfliessen. Wichtiges Grundlagenwissen zu diesen Fragen könnten die 

Baumstabilitätsversuche des SLF (2005) herleiten. 

Steinform 

Für die Art der Bewegung ist die Steinform entscheidend. ROCKYFOR verwendet in den 

Berechnungen eine Kugel als geometrische Form des Sturzkörpers, Modifikationen sind zur Zeit 

nicht möglich. Obwohl ganz andere Berechnungsalgorithmen nötig sind, wäre eine 

Modellerweiterung zum Einbezug weiterer Blockformen wünschenswert. 

Einbezug von Strachvegetation und liegende Stämmen 

Die modellinterne Verrechnung des Rauhigkeitsfaktors von Strauchvegetation wäre 

wünschenswert. Zu dieser Frage muss vor allem noch Grundlagenwissen erarbeitet werden. Die 

Aufnahme von Strauchkategorien nach einfachen Kriterien bereitet im Feld keine 

Schwierigkeiten, auch nicht die Herstellung von Rasterkarten mit Attributwerten. Die 

entscheidende Frage ist die Bestimmung von Rauhigkeitswerten der einzelnen 

Strauchkategorien. Falls dies gelingen sollte, ist der Einbezug in das Modell in Form eines 

weiteren Inputrasters oder die manuelle Verschneidung mit dem Raster der 

Oberflächenrauhigkeit mittels GIS unproblematisch. Gleiches gilt für die Aufnahme liegender 

Baumstämme. 

Umrechnungen 

Im Sinne einer vereinfachten Anwendung müssen alle Umrechnungen innerhalb des Modells 

geschehen. Dies verkürzt die Bearbeitungszeit, eliminiert potentielle Fehlerquellen und 

vereinfacht die Handhabung. Die Konvertierung von Rasterdaten in Textdaten und umgekehrt 

kann mit einfachen AML-Dateien (Arc Macro Language; ESRI, 2005) automatisiert werden. 

Damit kann die Arbeitszeit massiv verkürzt werden. Die Rechenzeit des Modells wird indes nur 

wenig verlängert und bleibt im akzeptablen Rahmen. 

58


6 MODELLVALIDIERUNG – RESULTATE UND 

INTERPRETATION 

6.1 Qualitative Modellvalidierung 

Gegliedert nach Untersuchungsgebieten werden die Resultate der einzelnen Parameter 

dargestellt und interpretiert. Dieses Vorgehen wird in Anbetracht der Anzahl verschiedener 

Teilresultate gewählt. 

6.1.1 Qualitative Modellvalidierung Diemtigtal 

Anzahl Trajektorien 

Im Verteilungsmuster der Trajektorien ist einerseits aufgrund der Geländeneigung ein leichter 

Linksdrall zu beobachten, andererseits folgen die markanten Durchgangsräume kleinen 

topographischen Mulden (Abbildung 6-1). Feldkartierungen von Oberfläche und Muldensystemen 

haben ein der Simulation entsprechendes Muster der Hauptsturzbahnen ergeben. Vermutlich 

erlangen die wenig ausgeprägten Oberflächenformen angesichts kleiner Sprunghöhen und vieler 

rollender Steine grosse Bedeutung. Die Häufungen der Trajektorien enden in einer nordwestlich 

anschliessenden markanten Schneise, die einen deutlichen Hinweis auf starke Aktivität darstellt. 

Mittlere Sprunghöhen 

Die Sprunghöhen sind bei tiefen Werten relativ homogen. Nach der abrupten Reduktion am 

Wandfuss nehmen die Sprunghöhen gegen den unteren Gebietsteil tendenziell ab. Im 

wandnahen Bereich sind aufgrund der Lageenergie aus der Starthöhe höhere Sprungwerte zu 

beobachten (Abbildung 6-2). Die grossen Energieverluste aufgrund von Kontaktreaktionen und 

das Eintreten in den Wald reduzieren die Sprunghöhen aber innert kurzer Distanz. Die 

Gleichförmigkeit des Reliefs verhindert grosse Sprünge der stürzenden Komponenten. Bei einer 

mittleren empirischen Trefferhöhe von 0.8 m über alle Bäume (Baumgartner, 2002) scheinen die 

simulierten Werte plausibel zu sein. 

59

TEIL D: WALDWIRKUNG 

Abbildung 6-1: 3D Darstellung Anzahl Trajektorien, DT Abbildung 6-2: 3D Darstellung mittlere Sprunghöhen (m), DT 

Maximale Energien 

Die maximalen Energien verhalten sich sehr homogen (Abbildung 6-3). Es sind Werte bis 35 kJ 

zu beobachten. Tendenziell nehmen die Energien im unteren Gebietsbereich leicht zu und 

erreichen im östlichen Teil ihre Maxima. Obschon die Energie eine Funktion aus Geschwindigkeit 

und Masse darstellt, können Abbildung 6-3 und Abbildung 6-4 nicht verglichen werden, da es 

sich um maximale Energien, aber um mittlere Geschwindigkeiten handelt. Es ist zu erwarten, 

dass die höchsten Energiewerte direkt am Wandfuss nach der langen Sturzphase und im 

untersten Bereich auftreten. Dies lässt sich mit der Modellierung ansatzweise darstellen. Die 

Darstellung des Wandbereichs mit nur einer Zellreihe vermag die Realität nicht genügend 

abzubilden, weshalb der abrupte Energieübergang unterhalb der Startzellen erfolgt. 

Mittlere Geschwindigkeiten 

Die mittleren Geschwindigkeiten zeigen einen auffällig hohen Bereich am Wandfuss (Abbildung 

6-4). Dies widerspiegelt die hohe Bewegungsenergie durch den initialen Sturz. Im Weiteren 

zeigen sich lokal höhere Werte, die aber durch Feldbeobachtungen nicht bewertet werden 

können. Werte bis zu 16 m/s scheinen aber angesichts von Angaben aus der Literatur (Gerber, 

1994; Gerber 1998) realistisch. 

60 

Abbildung 6-3: 3D Darstellung maximale Energien (kJ), DT 

Abbildung 6-4: 3D Darstellung mittlere Geschwindigkeit (m/s), DT


7 ANALYSE DER WALDWIRKUNG 

Die Trefferzahl ist im oberen Bereich markant höher und weist eine Ost-West-Differenzierung auf 

(Abbildung 6-5). Diese Beobachtungen decken sich grundsätzlich mit den Aussagen von 

Baumgartner (2002). Genauer kann aber die Trefferverteilung nur mit einem analytischen Ansatz 

(Kapitel 6.2.1) beurteilt werden. 

Anzahl Ablagerungen 

Es treten praktisch flächendeckend über das ganze Gebiet Ablagerungen auf (Abbildung 6-6). 

Diese Aussagen können im Feld eindeutig bestätigt werden. Direkt unter der Startzone ist 

aufgrund der Startenergie keine Akkumulation modelliert, in Realität hingegen schliesst sich ein 

Sturzschuttkegel direkt an den Wandfuss an. Gut abgebildet ist die Häufung von Material im 

oberen Bereich. Aufgrund der geringen Reliefausprägung und der kleinen Steingrössen wirken 

sich Veränderungen der Rauhigkeit und Dämpfung stark aus. Damit sind die linienförmigen 

Häufungen im oberen Gebietsbereich zu erklären. Sie stellen den Standort von liegenden 

Bäumen dar, welche auf die mehrheitlich rollenden oder tief springenden Steine grosse Wirkung 

zeigen. Genau dieses Verhalten ist in der Realität zu beobachten. Damit zeigt sich sehr schön, 

dass das Modell in der Lage ist, kleinräumige Besonderheiten zu erfassen und realistisch 

abzubilden. Auch die flächenhafte Häufung von Sturzschuttablagerungen im zentralen Bereich 

aufgrund von dichtem Jungwuchs (Baumgartner, 2002) kann abgebildet werden. Die Häufungen 

von Ablagerungen an den Perimeterrändern geht auf die Modellberechnungen zurück. Wenn der 

Perimeter endet, wird die Berechnung abgebrochen, der Stein bleibt liegen und wird als 

abgelagert betrachtet. Dies entspricht nicht der Realität. Bei der Ausscheidung von Perimetern 

muss diesem Umstand in Zukunft mehr Rechnung getragen werden. 

Abbildung 6-5: 3D Darstellung Anzahl Baumtreffer, DT 

Abbildung 6-6: 3D Darstellung Anzahl Ablagerungen, DT 

61


6.1.2 Qualitative Modellvalidierung Stotzigwald 


Die Durchgangshäufigkeit von stürzenden Steinen zeigt eine starke räumliche Differenzierung 

(Abbildung 6-7). Dieser Umstand deutet auf die Bedeutung des Reliefs hin. Ein vertikales 

Runsensystem tritt als präferierter Prozessraum deutlich hervor. In diesen Bereichen verstärken 

sich die Prozesse Steinschlag und Schneekriechen und verhindern so längerfristig das 

Baumwachstum (Dorren, 2003). Der Ursprung dieser baumfreien Schneise können lokal 

verstärkte Steinschlagaktivität als auch geologisch präformierte Irregularitäten im Relief sein. 

Obwohl das ganze Testgebiet von Steinschlägen betroffen ist, lassen sich die stärker 

frequentierten Runsen deutlich ausmachen. Diesbezüglich ist es im Rahmen der Modellierung 

gelungen, die räumliche Verteilung realistisch abzubilden. Deutlich treten auch die häufiger 

betroffenen Abschnitte der Autobahn hervor. 


Bezüglich Sprunghöhen sind verschiedene lokale Maxima auszumachen (Abbildung 6-8). Diese 

sind praktisch ausschliesslich an markanten Geländeübergängen, also an Terrainversteilungen 

lokalisiert. Im unteren Gebietsteil bewirkt der letzte markante Geländeabsatz ein Ansteigen der 

Sprunghöhen gegen die Autobahn hin. Trotzt Vereinfachungen im Höhenmodell scheinen die 

wichtigen Geländebereiche gut abgebildet und adäquat ins Modell integriert. 

Abbildung 6-7: 3D Darstellung Anzahl Trajektorien, SW Abbildung 6-8: 3D Darstellung mittlere Sprunghöhen (m), SW 


Im Gegensatz zum Diemtigtal zeigen sich die maximalen Energien im Stotzigwald klar räumlich 

differenziert (Abbildung 6-9). Der klare vertikale Gradient zeigt, dass aufgrund der Steilheit bei 

steigender Sturzbahnlänge auch die maximal zu erwartenden Energien zunehmen. Es ist also 

auch bei vorhandener Bestockung eine Energiezunahme gegen unten zu beobachten. Daneben 

zeigt sich das Vorhandensein der baumfreien Runsen und schwach bestockten Gebiete deutlich, 

da in diesen Bereichen durch die fehlende Waldwirkung sehr hohe Energiewerte erreicht werden. 

Dies sind aber die Maximas der grössten Komponenten überhaupt und somit in ihrer Häufigkeit 

zu relativieren. Falls die Modellresultate realistisch sind (Kapitel XXX), sind Angaben zu den 

Energien für die Dimensionierung von Schutznetzen oberhalb der Autobahn von Bedeutung. 


Ähnlich wie bei den Energiewerten zeigen sich bei den mittleren Geschwindigkeiten ein vertikaler 

Gradient und erhöhte Werte entlang den Runsensystemen (Abbildung 6-10). Werte von 40m/s 

scheinen relativ hoch, sind aber nach Angaben in der Literatur prinzipiell möglich (Gerber, 1998). 

62

Abbildung 6-9: 3D Darstellung maximale Energien (kJ), SW 



Abbildung 6-10: 3D Darstellung mittlere Geschwindigkeiten (m/s), 

SW 

Baumtreffer treten mit einer auffälligen Häufigkeit in den Randbereichen des Sturzbereiches der 

Waldschneise auf (Abbildung 6-11). Dies ist auf die grosse Häufung von Durchgängen in der 

Runse zurückzuführen. Die Steine scheinen häufig eine seitliche Ablenkungen zu erfahren und 

tangieren so die anschliessenden Waldbereiche. Im südlichen Bereich schliesst ein bewaldeter 

Hangabschnitt an die Ausbruchszone an, entsprechend sind viele Baumtreffer zu verzeichnen. 


Die in der Modellierung flächig auftretenden Ablagerungen können im Feld verifiziert werden. 

Auffällig sind drei präferierte Ablagerungsräume (Abbildung 6-12). Im obersten nördlichen 

Bereich ist am Fusse des Ausbruchsbandes eine Häufung zu verzeichnen, die auf eine 

Geländeverflachung am Wandfuss zurückzuführen ist. Tatsächlich stürzen viele, auch grosse 

Komponenten aus der Wand fast senkrecht auf die Geländestufe und bleiben dort – zumindest 

temporär – liegen. Dies hat eine enorme Steigerung der Rauhigkeit zur Folge, was die 

Ablagerung wiederum verstärkt. Mit der Abbildung des Fallbodens im DHM und der Erfassung 

der Rauhigkeit kann die Situation im Modell sehr gut abgebildet werden. Im zentralen Bereich 

sind, vor allem aufgrund von Baumtreffern, flächige Ablagerungen zu beobachten. 

Feldbeobachtungen bestätigen diese Aussage. Das Modell kann nicht berücksichtigen, dass 

diese Komponenten meist nicht stabil liegen und durch geringe Zusatzbelastung wieder als 

sekundärer Steinschlag in Bewegung gesetzt werden können. Deutlich tritt eine 

Ablagerungshäufung im flachen Bereich über der Autobahn hervor. Diese ist einerseits 

topographisch bestimmt, andererseits entspricht die letzte Zellreihe durch das Berechnungsende 

am Perimeterrand nicht der Realität. 

Abbildung 6-11: 3D Darstellung Anzahl Baumtreffer, SW 

Abbildung 6-12: 3D Darstellung Anzahl Ablagerungen, SW 

63


6.1.3 Qualitative Modellvalidierung Täschgufer 


Bei der Betrachtung von Luftbildern kann das grossräumig simulierte Verteilungsmuster der 

Steindurchgänge schnell verifiziert werden. Die aktiven Hauptsturzbahnen sind im Gebiet 

deutlich zu erkennen (Abbildung 6-13). Auffällig ist die Teilung des Prozessraumes durch die 

Bergsturzablagerung (Kapitel 3.3) in einen nördlichen und südlichen Teil. Die stark frequentierten 

Murgangrinnen sind gut zu erkennen, wobei die zentrale Runse einen bevorzugten 

Transportkanal bis in den Bereich des Talbodens bildet. Die Frage, die nicht schlüssig 

beantwortet werden kann, gilt den Reichweiten. Stumme Zeugen, jüngere Ereignisse und 

dendrogeomorphologische Untersuchungen (Stoffel et al., 2005a; Stoffel et al., 2005b) beweisen 

aber, dass vor dem Dammbau (Kapitel 3.3) Stürze bis in den Talbereich durchaus möglich 

waren, wie durch die Simulation abgebildet. 


Bezüglich Sprunghöhen drängt sich eine Zweiteilung des Gebietes auf. Im oberen, 

felsdurchsetzten Bereich treten wiederholt Sprunghöhen bis 18 m auf (Abbildung 6-14). Dies ist 

nicht überprüfbar, scheint aber aufgrund der topographischen Verhältnisse nicht 

ausgeschlossen. Mit dem morphologischen Übergang zu relativ flachen, tiefgründigen 

Schutthalden und bewaldeten Bereichen nehmen die Sprunghöhen ab und pendeln sich auf 

Werten um einen Meter ein. In den Waldgebieten ist eine quantitative Prüfung möglich (Kapitel 

6.2.2). Bei beobachteten mittleren Trefferhöhen von ca. 1.5 m im unteren Bereich scheinen die 

simulierten Sprunghöhen (0.1 – 1 m) realistisch. 

Abbildung 6-13: 3D Darstellung Anzahl Trajektorien, TG Abbildung 6-14: 3D Darstellung mittlere Sprunghöhen (m), TG 


Die maximalen Energien zeigen über weite Gebiete sehr hohe Werte von bis zu 7500kJ 

(Abbildung 6-15). Dies erscheint auch angesichts von Sturzblöcken mit Radien von einem Meter 

eher hoch. Leider sind keinerlei Anhaltspunkte bezüglich realen Energien verfügbar. 


Die räumliche Verteilung ist mit jener der maximalen Energiewerten fast identisch. Dies ist mit 

dem kausalen Zusammenhang zwischen Geschwindigkeit und Energie zu erklären. Nach sehr 

hohen Werten (>45 m/s) in den felsdurchsetzten Gebieten im oberen Teil erfolgt in den flacheren 

Schutthalden und den bewaldeten Bereichen eine abrupte Reduktion (Abbildung 6-16). 

64


Abbildung 6-15: 3D Darstellung maximale Energien (kJ), TG Abbildung 6-16: 3D Darstellung mittlere Geschwindigkeiten (m/s), 

TG 


Die Baumtrefferverteilung spiegelt das Prozessmuster sehr schön wider (Abbildung 6-17). 

Gehäufte Baumtrefferzahlen weisen die Hauptdurchgangsbereiche aus. Im nördlichen Teil der 

Bergsturzablagerung zieht sich ein Band von Treffern bis auf die Höhe der Forststrasse. Exakt 

diese Verteilung kann im Feld beobachtet werden. Einige Trajektorien können auf der 

Bergsturzmasse in den Wald eindringen und Schäden verursachen. Am Rand der flächigen 

Schuttakkumulationen ist eine markante Häufung von Schäden zu beobachten. Diese stellt 

zugleich den Randbereich der Bestockung dar, da unter anderem durch die massive 

Beeinflussung durch Steinschlag ein weiteres Vordringen des Waldes wenig wahrscheinlich ist. 


Im oberen Gebietsbereich schliessen die simulierten Schuttakkumulationen an die Felsbänder 

der Ausbruchszonen an (Abbildung 6-18). Dies entspricht der beobachteten Situation. Sehr 

schön werden im zentralen Bereich Ablagerungshäufungen in Form von weitläufigen 

Trockenschutthalden abgebildet, die in der Murgangrinne auslaufen. Die Schutthalde der 

nördlichen Sturzbahnen ist durch eine Geländeverflachung bedingt und wird gut abgebildet. 

Abbildung 6-17: 3D Darstellung Anzahl Baumtreffer, TG Abbildung 6-18: 3D Darstellung Anzahl Ablagerungen, TG 

65


6.1.4 Fallbeispiele qualitativer Modellbewertungen 

Vergleich der Simulationen mit der Ereignisanalyse 1985 

Nach der Ablösung eines Felspaketes von ca. 100m 3 im Oktober 1985 hat ein Bruchstück den 

Waldbereich durchquert und die Talebene erreicht, wo es ein Ökonomiegebäude in der Bauzone 

zerstörte. In diesem Zusammenhang wurden von der Gemeinde Täsch geologische 

Abklärungen, eine Analyse dieses Ereignisses und eine Beurteilung künftiger Steinschlags- und 

Felssturzrisiken in Auftrag gegeben. Für die Aufarbeitung des Ereignisses wurde eine 

Gebietsbefliegung durchgeführt, in deren Rahmen die Ausbruchsstelle und die Sturzbahn 

rekognosziert wurde. Die angenommenen Bewegungen der Fragmente wurden kartiert. Die 

meisten Komponenten blieben in der Trockenschuttmasse oder im Wald liegen. Ein flacher Block 

von ca. 1.5m 3 konnte in einer Rollbewegung den Schutzwald durchschlagen und bis in den 

Talbereich gelangen. In diesem Zusammenhang hat er bereits abgelagertes Material wieder in 

Bewegung gesetzt (Wicht und Joris, 1985). 

Bei einem angenommenen Volumen von 1.5m 3 kann unter Annahme einer Kugel ein Radius von 

0.7m berechnet werden, es wird also angenommen, dass das 1985 er Ereignis von der Masse her 

in etwa den simulierten Steingrössen mit Radius 0.7m entsprechen: 

V = (4/3) π r 3 

V = Volumen 

π = Pi (0.1413...) 

r = Radius 

Entsprechend können die simulierten Sturzbahnen mit den kartierten verglichen werden, um 

abzuschätzen, wie gut das Modell dieses reale Ereignis nachzubilden in der Lage ist. Zu diesem 

Zweck wurde die Karte der Ereignisanalyse georeferenziert und mit der Karte der simulierten 

Trajektorien verschnitten. Das Resultat ist in Abbildung 6-19 dargestellt. Es ist ersichtlich, dass 

die Mehrheit der abgebrochenen Komponenten analog zur Modellierung in der zentralen 

Schutthalde abgelagert werden. Die Sturzbahnen im oberen Gebietsteil entsprechen sich 

ebenfalls gut. Die Stelle, wo einzelne Blöcke nach Südwesten ausbrechen können, ist vom 

Modell höher simuliert. Es werden aber Blöcke abgebildet, die an der betroffenen Stelle den 

Talboden erreichen können. Natürlich fragt sich, inwieweit die Sturzbahn aufgrund einer 

einzelnen Befliegung exakt nachgebildet werden konnte, resp. welche Vereinfachungen in der 

Kartierung gemacht wurden. 

66 

Abbildung 6-19: Ereignisanalyse 1985: Kartierte Sturzbahnen des Ereignisses (nach: Wicht und Joris, 1985) und simulierte 

Trajektorien für Blöcke mit Radius 0.7m 

(9)


Kartierte und simulierte Akkumulationsgebiete 

Wie aus dem Vergleich des Orthofotos (Abbildung 6-20) und den simulierten Ablagerungszonen 

(Abbildung 6-21) ersichtlich ist, können alle relevanten Ablagerungsgebiete treffend simuliert 

werden. 

Abbildung 6-20: Orthofoto Täschgufer: Deutlich sind die flächigen Schuttakkumulationen zu erkennen (Swissimage © 2005 

swisstopo (BA056895)) 

67


6.2 Quantitative Modellvalidierung 

Wie in Kapitel 4.4.2 und 4.4.3 vorgestellt, werden die modellierten den empirisch erhobenen 

Kennwerten gegenübergestellt. Daraus lassen sich mittels ME und RMSE Aussagen zur 

Modellabweichung herleiten. Für die quantitative Modellvalidierung werden die Trajektorien-, 

resp. Trefferverteilung und die mittleren Sprunghöhen betrachtet. 

6.2.1 Quantitative Validierung Trefferverteilung 

In Tabelle 6-1 werden die verwendeten Simulations- und Vergleichsdaten sowie der 

entsprechende Fehler aufgezeigt. Angesichts der prozentualen Abweichungen (ME=0, 

RMSE

Diemtigtal 


Der ME von 0% und der RMSE von 0.93% (Tabelle 6-1) zeigen die äusserst gute 

Übereinstimmung von simulierten und realen Baumtreffern. Abweichungen treten vor allem im 

obersten Gebietsteil auf, wo das Modell für neun Bäume eine Überschätzung der Baumtreffer um 

2.5% bis 5% produziert (Abbildung 6-22). Im Gegensatz dazu unterschätzt das Modell im 

südwestlichen Teil für einen Baum die Anzahl Baumtreffer um mehr als 5%. Für die weiteren 128 

Bäume (93%) bewegen sich die Unterschiede zwischen simulierten und erhobenen Daten im 

Bereich von +/-2.5%. 

Abbildung 6-22: Modellabweichung für das Diemtigtal: Prozentuale Abweichung der modellierten von den beobachteten Trefferzahlen 

(Datensatz Baumgartner, 2002)) 

Stotzigwald 

Im Stotzigwald korrespondieren die simulierten Werte ebenfalls sehr gut mit den empirischen, 

was sich in einem ME von 0% und einem RMSE von 3.62% ausdrückt (Tabelle 6-1). Wie 

Abbildung 6-23 zeigt, überschätzt das Modell die Anzahl Baumtreffer eher, wobei auch Bereiche 

mit Unterschätzungen auftreten. Während in vier Testkreisen (17%) die Abweichung +/-5% 

überschreitet, sind Differenzen von 2.5% bis 5% in sechs Testkreisen (26%) zu beobachten. Für 

die restlichen 13 Testkreise (57%) bewegen sich die Unterschiede zwischen simulierten und 

beobachteten Werten im Bereich von +/-2.5%. 

69


Abbildung 6-23: Modellabweichung für den Stotzigwald: Prozentuale Abweichung der modellierten von den beobachteten 

Trefferzahlen ( Datensatz Feldaufnahmen) 

Täschgufer 

Die Fehlermasse für das Testgebiet Täschgufer wurden durch den Vergleich 

Simulationsresultaten mit Feldbeobachtungen aus 46 Testkreisen einerseits, mit Ergebnissen 

aus dendrogeomorphologischen Rekonstruktionen andererseits hergeleitet. Wie schon in den 

vorangegangenen Gebieten ist das Modell in der Lage, die räumliche Verteilung von 

Baumtreffern sehr gut abzubilden. Dies äussert sich in ME-Werten von 0, resp. RMSE-Werten 

von 4.4% sowie 3.6% (Tabelle 6-1). Bezüglich Datensatz RK Testkreise Feld weist das Modell 

für acht Testkreisflächen (17%) Abweichungen von +/-2.5% bis +/-5% auf. Im Vergleich mit dem 

Datensatz DS Dendro unten überschätzt das Modell die Realität in sieben von 129 Fällen (5%) 

meist um mehr als +5% während nur für einen Baum (1%) eine Unterschätzung stattfindet. 

Interessanterweise konzentrieren sich die Modellüberschätzungen auf den oberen Randbereich 

des Bestandes nahe der auffälligen Steinschlagrinne (Abbildung 6-23). Für 80% der Testkreise 

und 94% der Einzelbäume überschreiten die Differenzen zwischen modellierten und erhobenen 

Werten den Bereich von +/-2.5% nicht und können als sehr gut betrachtet werden. 

70


Abbildung 6-24: Modellabweichung für das Täschgufer: Prozentuale Abweichung der modellierten von den beobachteten 

Trefferzahlen (Datensätze Schneuwly, 2003 und Feldaufnahmen) 

6.2.2 Quantitative Validierung mittlere Sprunghöhen 

Bei Betrachtung der Differenzen zwischen simulierten und erhobenen Sprunghöhenwerten wird 

deutlich, dass im Gegensatz zur räumlichen Verteilung der Trajektorien die Sprunghöhen vom 

Modell schlechter abgebildet werden (Tabelle 6-2). Die Abweichungen der simulierten zu den 

realen Werten variieren über die drei Testgebiete erheblich. Im Folgenden wird auf die 

Vergleichsraster und die daraus errechneten Fehlerwerte kurz eingegangen. 

Tabelle 6-2: ME und RMSE der mittleren Sprunghöhen: Verglichene Datensätzen und Fehlerwerte bezüglich mittlerer Sprunghöhen 

Gebiet Simulationsdaten Vergleichsdaten n* H** (m) ME (m) RMSE (m) ME (%) RMSE (%) 

Diemtigtal Mittel d81 - d85*** Baumgartner, 2002 138 0.8 -0.21 0.46 -26.21 56.58 

Stotzigwald Mittel s40 - s49*** Feldaufnahmen 23 1.1 2.61 3.50 230.00 310.00 

Täschgufer Mittel t62 - t71*** Schneuwly, 2003 38 1.7 -1.44 1.74 -84.57 100.83 

Mittel t62 - t71*** Feldaufnahmen 46 1.1 -0.65 1.06 -59.19 96.20 

*Anzahl Baumstichproben resp. Testkreise 

** Mittlere beobachtete Sprunghöhe (m) 

***Nummern der verwendeten Simulationsdurchgänge 

Diemtigtal 

Im Diemtigtal kann bezüglich Trefferhöhen eine Unterschätzung der beobachteten Werte durch 

das Modell von –0.21 m (ME) resp. 0.46 m (RMSE) festgestellt werden (Tabelle 6-2). Dies 

71


bedeutet aufgrund des relativ tiefen beobachteten Gebietsmittelwert von 0.8 m eine Abweichung 

von 26% (ME) resp. 57% (RMSE). 

Stotztigwald 

Im Gegensatz zum Diemtigtal werden im Stotzigwald die mittleren Sprunghöhen vom Modell 

massiv überschätzt. Dies äusserst sich in einem mittleren Höhenfehler von +2.61 m (ME) resp. 

3.50 m (RMSE) (Tabelle 6-2). Im Vergleich mit dem beobachteten Gebietsmittelwert von 1.1 m 

bedeuten die Werte Abweichungen von 210% (ME), resp. 310% (RMSE). Die Werte zeigen, 

dass bezüglich der Berechnung von Trefferhöhen erheblich grössere Schwierigkeiten als bei 

jener der Trajektorienverteilung zu erwarten sind. 

Täschgufer 

Auch im Täschgufer zeigen die modellierten mittleren Trefferhöhen eine markante 

Unterschätzung der real beobachteten Werte. Für beide Vergleichsdatensätze korrelieren die 

Simulationsresultate schlecht. Die Werte der Daten Feldaufnahmen werden vom Modell mit 

einem ME von –0.65 m und einem RMSE von 1.06 m unterschätzt (Tabelle 6-2). Dies bedeutet 

prozentuale Abweichungen vom beobachteten Gebietsmittelwert (1.1 m) von 59% resp. 96%. Im 

Vergleich mit dem Datensatz Schneuwly, 2003 wird die beobachtete gebietsweite mittlere 

Trefferhöhe (1.7m) mit einem ME von –1.44 m (85%) sowie einem RMSE von 1.74 m (101%) 

unterschätzt. 

6.3 Zusammenfassung der Resultate 

6.3.1 Zusammenfassung qualitative Resultate 

Die qualitative Bewertung unter Einbezug von komplementären Informationsquellen und 

graphischen Darstellungen hat ergeben, dass in keinem der Gebiete markante Abweichungen zu 

den Feldbeobachtungen oder den Prozessanalysen anderer Arbeiten auftreten (Kapitel 6.1). Alle 

Simulationsresultate scheinen vernünftig und in realistischen Wertebereichen. Vor allem die 

Parameter der räumlichen Verteilung wie Trajektorien und Ablagerungen scheinen die reale 

Situation sehr gut abzubilden. Dies konnte anhand von zwei Beispielen aufgezeigt werden. Die 

Bewertung von Energien und Geschwindigkeiten ist aufgrund von Feldbeobachtungen nicht 

möglich. 

6.3.2 Zusammenfassung quantitative Resultate 

Die Ermittlung der Fehlermasse ME und RMSE zwischen den simulierten und empirisch 

erhobenen Daten zu der Trefferverteilung und den mittleren Sprunghöhen haben zwei 

Haupterkenntnisse gebracht (Kapitel 6.2). Zum einen konnte mit sehr tiefen Modellabweichungen 

über alle drei Gebiete gezeigt werden, dass die räumliche Ausprägung des Prozessgeschehens 

von Steinschlag mit dem Modell ROCKYFOR sehr genau dargestellt werden kann. Die hohe 

Genauigkeit der Simulationen deckt sich mit den Erkenntnissen aus der qualitativen Bewertung. 

Im Gegensatz dazu sind bei dem Vergleich der simulierten und beobachteten mittleren 

Trefferhöhen erhebliche Differenzen aufgetreten. Das Modell zeigt also gegenüber den realen 

Gegebenheiten relevante Abweichungen, wobei sowohl Über- als auch Unterschätzungen 

auftreten. Gegenstand des Diskussionsteils (Kapitel 6.4) muss es nun sein, die unterschiedlichen 

Modellgenauigkeiten auf ihre Ursachen zu untersuchen und Erklärungen herzuleiten. 

72

6.4 Diskussion der Resultate 


6.4.1 Diskussion Verteilung der Baumtreffer 

Die tiefsten Modellabweichungen betreffend Trajektorienverteilung wurden im Diemtigtal 

festgestellt, wo mittels des hochaufgelösten DEM (1 m × 1 m) eine sehr genaue Simulation der 

Steinbewegungen möglich ist. In den Gebieten Stotzigwald und Täschgufer wurde mit der 5 m- 

Auflösung der Höhenmodelle auf Basis der Höhenkurven mit Äquidistanz 12.5 m (SW) resp. 

10 m (TG) immer noch eine gute Übereinstimmung der simulierten Baumtrefferverteilung mit der 

realen Situation erreicht, was sich in RMSE-Werten ≤4.4% äussert. Da stochastische Elemente 

den Steinschlag beeinflussen, ist eine exakte Simulation und eine völlige Übereinstimmung mit 

den realen Gegebenheiten nicht möglich. Aus diesem Grund kann gesagt werden, dass für die 

räumliche Abbildung von Steinschlagsturzbahnen Auflösungen von 5 m × 5 m – wie in den 

Testgebieten Stotzigwald und Täschgufer angewendet – völlig genügen. 

6.4.2 Diskussion Mittlere Sprunghöhen 

Im Gegensatz zu der räumlichen Verteilung der Steinschlagtrajektorien sind die Berechnungen 

der mittleren Sprunghöhen deutlich weniger genau. Sogar für die hochaufgelösten Daten des 

Diemtigtals liegen die simulierten Werte der Trefferhöhen deutlich unter den realen Werten. 

Diese hohen Abweichungen sind insofern erstaunlich, da das Modell bei Versuchen in den 

französischen Alpen basierend auf einem DEM mit Auflösung 2.5 m × 2.5 m (Dorren et al., 

eingereicht) sehr gute Übereinstimmungen gezeigt hat. Die im Diemtigtal festgestellte 

Modellunterschätzung ist im Täschgufer noch angestiegen, wo das Modell einen negativen Bias 

für beide Validierungsdatensätze produziert. Im Gegensatz dazu führen die Modellresultate im 

Stotzigwald zu einer massiven Überschätzung der realen Baumtrefferhöhen. Die Gründe für die 

schlechte Übereinstimmung können verschiedener Art sein. Da ROCKYFOR auf der Basis von 

mehr als 200 realen Steinschlagexperimenten (Dorren et al., akzeptiert) kalibriert wurde und in 

verschiedenen Gebieten auch in der Voraussage von Sprunghöhen erfolgreich angewendet 

werden konnte, wird der Hauptgrund für die schlechte Korrelation zwischen modellierten und 

empirischen Trefferhöhen eher modellunabhängig als modellintern vermutet. Im Folgenden soll 

versucht werden, die Ursachen dieser Ungenauigkeiten zu bestimmen. 

DHM 

Ein Grund der schlechten Modellierbarkeit der Trefferhöhen könnte das DEM darstellen. Da in 

den Gebieten Stotzigwald und Täschgufer das DEM unter anderem aus relativ niedrig 

aufgelösten Höhenkurven extrahiert wurde, musste ein flächenhafter Verlust von 

mikrotopographischen Elementen in Kauf genommen werden. Dabei gehen Informationen 

verloren und die Vereinfachung bewirkt eine gewisse Glättung, was indes das Verhalten von 

stürzenden Blöcken beeinflusst. Im Täschgufer beispielsweise ist die Abbildung der häufigen 

Grossblöcke aus der Bergsturzablagerung nur bedingt möglich, so, dass viele räumlich wichtige 

Strukturen verloren gehen. Hindernisse dieser Art führen in der Regel zu ausgeprägten 

Sprüngen der Komponenten und damit zu grösseren Trefferhöhen. Werden diese Strukturen 

durch das DEM vernachlässigt, fallen die modellierten Werte tiefer aus als die natürlich 

auftretenden. Im Stotzigwald konnten durch das grob aufgelöste DEM die häufigen, abrupten 

Geländeänderungen des steilen Gebietes nicht mit genügender Genauigkeit rekonstruiert 

werden. Diese Mängel sind wahrscheinlich der Hauptgrund für die schlechten 

Simulationsresultate. Sie entsprechen den Beobachtungen von Agliardi und Crosta (2003), die 

bei flachen Gebietsbereichen eine Abnahme der Sprunghöhen und bei hohen Hangneigungen 

eine Zunahme der Sprunghöhen festgestellt haben, sobald die Auflösung reduziert wird. Dies 

73


würde für das Testgebiet Stotzigwald bei der Anwendung eines DEM mit 5 m Auflösung 

bedeuten, dass die Grundlagendaten für das Höhenmodell ebenfalls mindestens einen 

Detaillierungsgrad von 5m aufweisen müssen, um die Gebietsstrukturen angepasst einbeziehen 

zu können. Dies ist praktisch nur durch Einbezug der in Kürze zur Verfügung stehenden Daten 

aus den Laserscan-Befliegungen der Swisstopo (2005) zu erreichen. 

Ausbruchsgebiete und Starthöhen 

Ein weiterer Faktor, der die Werte der mittleren Trefferhöhen beeinflussen kann, ist die 

Unsicherheit bezüglich der exakten Lokalisierung der Ausbruchsgebiete und der Bestimmung der 

genauen Starthöhe. Diese wurden für vorliegende Untersuchungen anhand von 

Feldbeobachtungen und geologischen Gutachten ausgeschieden. Diese Informationen können 

nur als eine Annäherung an die Realität verstanden werden, da exakte Aufnahmen aufgrund 

komplexer Geländeformen wie der 400 m hohen Kalkfelswand im Diemtigtal, den teils 

überhängenden Felsbändern im Stotzigwald und unzugänglichen Ausbruchsgebieten im 

Täschgufer nicht möglich waren. Da aber für die als Startzonen definierten Gebiete eine grosse 

Anzahl von Steinausbrüchen mit einer gegebenen Anfangshöhe simuliert werden, kommt der 

Verlässlichkeit dieser Daten hohe Bedeutung zu. Die präzisere Ausscheidung von 

Ausbruchsgebieten und Starthöhen wäre daher wünschenswert und könnte die Güte der 

modellierten Sprunghöhen verbessern. 

Validierungsdaten 

Neben den Modellresultaten stellt auch die Zuverlässigkeit der Validierungsdaten eine 

grundlegende Bedingung für gute Vergleichsresultate dar. Die Werte zu den Sprunghöhen sind 

zum grössten Teil aus Feldbeobachtungen der äusserlich sichtbaren steinschlagbedingten 

Baumschäden hergeleitet. Wie durch Stoffel (2005) sowie Stoffel und Perret (eingereicht) gezeigt 

wurde, können vor allem kleinere Steinschlagverletzungen aus früheren Ereignissen nach einer 

gewissen Zeit vollständig verheilt und von aussen nicht mehr sichtbar sein. Grosse Schäden in 

unüblich hohen Baumbereichen, verursacht von energiereichen Treffern, bleiben über eine lange 

Zeit von aussen sichtbar und können zu einer Überschätzung der hohen Baumtreffer führen. 

Auch ist die Genauigkeit der Feldaufnahmen abhängig von der Baumart und dem Baumalter. Im 

Testgebiet Täschgufer treten Überschätzungen vor allem in den Bereichen auf, wo junge 

Bestände unbestockte Bereiche wieder besiedeln. Im Gegensatz zu den älteren Bäumen in 

näherer Umgebung zeigen die Jungbäume eine vergleichsweise tiefe Schadenzahl, da sie in der 

relativ kürzeren Zeit ihres Wachstums weniger lang Verletzungen durch Steintreffer ausgesetzt 

waren. Auch reagieren sie eher dynamisch, was die Schadenintensität verringert. 

Wie auch von Baumgartner (2002) beschrieben, bereitet die Identifikation von ausschliesslich 

steinschlagbedingten Baumschäden teils erhebliche Probleme. Neben der Unterscheidung von 

Schäden anderer Ursachen ist die Bestimmung der Trefferhöhen in oberen Baumbereichen 

schwierig, so dass die erhobenen Werte Fehler enthalten können. Aus diesem Grund wurde auf 

eine Analyse der maximalen Trefferhöhen verzichtet. Aufnahmen von Validierungsdaten dürfen 

nur in genügend alten Beständen durchgeführt werden, um stabile Werte zu garantieren. Mit der 

Anwendung von dendrogeomorphologischen Methoden können die erwähnten 

Beobachtungsfehler zu grossen Teilen eliminiert werden, weshalb für allfällige ähnliche Arbeiten 

die Verwendung so generierter Daten empfohlen wird. 

Weitere Faktoren 

Die relativ geringe Anzahl von Testkreisen konnte durch die grosse Anzahl der untersuchten 

Bäume ausgeglichen werden. Obwohl im Täschgufer beispielsweise nur 46 Testkreise bearbeitet 

wurden, flossen 755 Einzelbäume in die daraus generierten Aussagen ein, was genügend ist. 

74


Kleinere Ungenauigkeiten in den rn- und rt-Rasterkarten (Kapitel 5.1.2) scheinen sich gering auf 

die Resultatgenauigkeit auszuwirken. 

Die unterschiedlichen Zeitdimensionen müssen berücksichtigt werden. Bei den Aufnahmen von 

äusserlichen Steinschlagschäden durch Feldbeobachtungen muss überlegt werden, bis wie weit 

zurück der Steinschlagprozess damit abgebildet werden kann, also wie lange es dauert, bis 

Verletzungen verheilt und von aussen nicht mehr sichtbar sind. Bäume sind in der Lage, kleine 

Verletzungen vollständig auszuheilen, diese sind dann von aussen nicht mehr sichtbar. Grössere 

Verletzungen hinterlassen meist auch nach langer Zeit noch sichtbare Überwallungen oder 

Wachstumsirregularitäten. Dies bedeutet, dass über längere Zeiträume die grösseren Schäden 

durch Aufnahmen von aussen überbewertet werden. Da in der Regel grosse Schäden mit 

grossen Sturzkörpern korrespondieren, besteht die Gefahr, durch die Kartierung von rein 

äusserlichen Schäden die grossen Komponenten und hohen Baumtreffer zu überschätzen. Mit 

dieser Feststellung wird die in Kapitel 4.1.1 behandelte Frage nach der Güte von 

Validierungsdaten wieder aufgeworfen. Die Standorte der beprobten Bäume sind so 

auszuwählen, dass eine Schädigung durch Murgang oder Lawinen ausgeschlossen ist. 

Die Definition der untersuchten Zeitperiode ist auch hinsichtlich zeitlicher und räumlicher 

Schwankungen der Steinschlagaktivität wichtig. Wie Schneuwly (2003) für das Beispiel Täsch 

zeigen konnte, variiert die räumliche Ausprägung des Prozessgeschehens, beispielsweise 

aufgrund von ändernden Ausbruchsgebieten, über längere Zeit stark. Somit muss eine 

Zeitperiode gewählt werden, innerhalb deren die Aktivität des Gebietes als konstant 

angenommen wird. 

Jahreszeitliche Änderungen beeinflussen den Steinschlagprozess durch unterschiedliche 

Dämpfungswerte aufgrund von Eis, Schnee und Bodenfrost sowie durch die jahreszeitlichen 

Spitzen der Ausbruchsaktivität. Fällt die Verminderung der Dämpfungseigenschaften nicht auf 

eine jahreszeitlich bedingte inaktive Phase, sind die Dämpfungswerte der 

Simulationseingangsdaten anzupassen 

Die Resultate müssen in Gebieten mit Vorsicht bewertet werden, wo viele Testplots ausserhalb 

des aktiven Prozessraumes liegen, also keine Beeinflussung durch Steinschlag zeigen. Dies gilt 

beispielsweise für den unteren Teil des Täschgufers. Da in diesen Bereichen die Differenz 

zwischen Modell und Realität nahe Null ist, wird bei vielen solchen Standorten der mittlere 

Fehler über das ganze Gebiet künstlich gesenkt. 

75

76 

TEIL D: WALDWIRKUNG

7 ANALYSE DER WALDWIRKUNG – RESULTATE 

UND INTERPRETATION 

7.1 Vergleich der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ 

Gemäss Kapitel 4.5 wurden die Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ verglichen (Tabelle 7-1). 

Das Szenario „ohne Wald“ gibt an, mit welcher Ausprägung des Steinschlagprozesses beim 

vollständigen Fehlen von Wald zu rechnen wäre. So zeigt beispielsweise die Situation ohne Wald 

im Untersuchungsgebiet Diemtigtal im Durchschnitt aller Zellen 2.6 mal höhere Energiewerte. 

Analog kann für alle Gebiete und Parameter vorgegangen werden. Das Verhältnis gilt aufrund 

der Mittelung nicht für alle Gebietsbereiche gleich, so dass es angebracht scheint, die räumliche 

Ausprägung in Kapitel 7.2 weiter zu behandeln. 

Tabelle 7-1: Steinschlagkennwerte: Über alle Zellen gemittelte Werte der Szenarien sowie die Differenz und das Verhältnis 

Modellresultate Mittel Max Mittel Max S2* - S1* S2* / S1* 

Diemtigtal Trajektorien Summe 529 4038 755 3961 226 1.4272 

Sprunghöhen Mittel (m) 0.83 15.36 1.1 15.3 0.27 1.3253 

Energien Mittel (kJ) 11.5 35.3 30 83.7 18.5 2.6087 

Geschwindigkeiten Summe (m/s) 10 15.2 12 16.9 2 1.2 

Ablagerungen Summe 41 1292 32 1477 -9 0.7805 

Stotzigwald Trajektorien Summe 2750 6582 3632 6983 882 1.3207 


Energien Mittel (kJ) 3120 5784 4281 7474 1161 1.3721 

Geschwindigkeiten Summe (m/s) 24.1 40.9 29.9 47.7 5.8 1.2407 

Ablagerungen Summe 540 57977 507 69770 -33 0.9389 

Täschgufer Trajektorien Summe 1093 8370 1775 8616 682 1.6240 


Energien Mittel (kJ) 2685 6329 2998 7505 313 1.1166 

Geschwindigkeiten Summe (m/s) 16 44.7 16.8 45 0.8 1.05 

Ablagerungen 

* S1: Szenario mit Wald 

S2: Szenario ohne Wald 

Summe 67 5359 67 5780 0 1 

Abbildung 7-1 stellt das Verhältnis der Resultatparameter für die drei untersuchten Gebiete dar. 

Alle Werte bestätigen den Einfluss des Waldes. Die Auswirkungen sind aber pro Parameter und 

Gebiet teils deutlich verschieden. 

Verhältnis o/m 

3.0 

2.5 

2.0 

1.5 

1.0 

0.5 

0.0 

1.4 

Diemtigtal 

Stotzigwald 

Täschgufer 

1.3 

1.6 

Verhältnis ohne/mit Wald der drei Gebiete 

1.3 

1.6 

1.0 

2.6 

1.4 

Ftraj Hsprung Emax Vmean Nstop 

Analysierte Parameter 

Abbildung 7-1: Szenarien „mit Wald“ versus „ohne Wald“: Verhältnis der Resultatparameter 

1.1 

1.2 

1.2 

1.1 

0.8 

0.9 

1.0 

77

TEIL C: RESULTATE UND DISKUSSION 

In allen drei Gebieten weist eine Mehrheit der untersuchten Parameter auf die 

steinschlagmindernde Wirkung des Waldes hin, sie reagieren jedoch nicht gleich auf das 

Vorhandensein des Waldes. Die maximale Wirkung des Waldes ist in allen drei Gebieten 

unterschiedlich. Während im Diemtigtal die Bewaldung die maximalen Energien am stärksten 

beeinflusst, ist es im Stotzigwald die mittlere Sprunghöhe und im Täschgufer die 

Trajektorienhäufigkeit. Aufgrund der Mittelung über alle Zellen haben Gebietsgrösse und 

Bereiche, die nicht betroffen sind, einen starken Einfluss auf die Verhältniswerte. Aus diesem 

Grund sind die Werte untereinander nicht zu vergleichen. Auch geben die Werte keinen 

Aufschluss über die räumliche Differenzierung der Prozessausprägung und einzelne Bereiche 

können grosse Abweichungen zu den Gebietsmittelwerten zeigen. 

7.1.1 Qualitativer Szenarienvergleich Diemtigtal 

Trajektorien 

Ein Fehlen des Waldes verstärkt das vorhandene Verteilungsmuster und erhöht das Risiko im 

Bereich der Forststrasse durch eine gehäufte Anzahl von Sturzkörpern, die bis zum 

Schadenpotential vordringen können (Abbildung 7-1; Abbildung 7-2). Während die aus der Wand 

stürzenden Steine beim Vorhandensein von Wald generell eine Verlangsamung erfahren, 

können die Komponenten ohne Wald ihre Energie länger beibehalten oder gar vergrössern. Vor 

allem die Runse im Nordosten wird aufgrund der topographischen Verhältnisse im Szenario 

„ohne Wald“ vermehrt betroffen. 

Abbildung 7-1: DT: Anzahl Steindurchgänge mit Wald Abbildung 7-2: DT: Anzahl Steindurchgänge ohne Wald 


Die Sprunghöhen sind ohne Wald über das ganze Gebiet erhöht, wobei einige deutlich stärker 

betroffene Stellen zu identifizieren sind (Abbildung 7-3; Abbildung 7-4). In den Bereichen mit 

höherer Oberflächenrauhigkeit resultieren beim Fehlen des Waldes deutlich grössere 

Sprunghöhen. Für die Risikobetrachtung entscheidend sind die höheren Werte im Bereich der 

Forststrasse. 

78

Abbildung 7-3: DT: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) mit Wald 



Abbildung 7-4: DT: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) ohne Wald 

In Übereinstimmung zu Tabelle 7-1 zeigen die maximalen Energiewerte eine massive Zunahme 

ohne Wald. Während die Werte beim Vorhandensein von Wald über den gesamten Perimeter 

ähnliche Werte zeigen, ist im Szenario „ohne Wald“ eine deutliche vertikale Zunahme ersichtlich 

(Abbildung 7-5; Abbildung 7-6). Die Energien nehmen aufgrund der langen baumfreien Strecken 

gegen unten kontinuierlich zu und erreichen beim Übergang auf die Forststrasse ihre maximalen 

Werte. 

Abbildung 7-5: DT: Maximale Energien (kJ) mit Wald Abbildung 7-6: DT: Maximale Energien (kJ) ohne Wald 

79



Aufgrund von Modellfunktionen muss die auffällige äusserste Zellreihe von der Betrachtung 

ausgeschlossen werden. Die mittleren Geschwindigkeiten sind ohne Wald über das ganze 

Gebiet deutlich höher und weisen neben der vertikalen Tendenz vor allem eine Steigerung im 

östlichen Bereich auf (Abbildung 7-7; Abbildung 7-8). Aufgrund der Ausbruchshöhe weisen die 

Sturzkomponenten im obersten Gebietsbereich hohe Geschwindigkeiten auf. Der Wald vermag 

nun die Geschwindigkeiten der Steine im Transitbereich zu vermindern oder mindestens zu 

stabilisieren, während ohne Wald eine deutliche Zunahme sichtbar ist. Der Wald stellt bezüglich 

Energien und Geschwindigkeiten einen erheblichen Schutz der Forststrasse dar. 

Abbildung 7-7: DT: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) mit Wald Abbildung 7-8: DT: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) ohne Wald 

Ablagerungen 

Verstärkte Dämpfung und Oberflächenrauhigkeit wirken gleichermassen in beiden Szenarien, so, 

dass die geometrische Verteilung von Gebieten mit hohen Ablagerungsraten identisch ist. Die 

Summe der tatsächlichen Ablagerungen unterscheidet sich aber stark (Abbildung 7-9; Abbildung 

7-10). Da der vorhandene Wald – wie in Tabelle 7-1 gezeigt – die Energiewerte tief hält und die 

Komponenten eher zum Rollen neigen, kann die Oberflächenrauhigkeit viel effektiver wirken: 

Bereits kleine Unregelmässigkeiten können für einen vollständigen Bewegungsstop genügen. 

80 

Abbildung 7-9: DT: Anzahl abgelagerte Steine mit Wald 

Abbildung 7-10: DT: Anzahl abgelagerte Steine ohne Wald


7.1.2 Qualitativer Szenarienvergleich Stotzigwald 

Trajektorien 

Im Stotzigwald steigert sich die Trajektorienhäufigkeit in den präferierten Sturzräumen der 

Runsen bei fehlendem Wald enorm (Abbildung 7-11; Abbildung 7-12). Das zeigt, dass auch 

topographische Begebenheiten für die häufige Frequentierung dieser Bereiche verantwortlich 

sind. Für die Risikobetrachtung ist aber der südliche Bereich entscheidend. Im Szenario mit Wald 

sind hauptsächlich einzelne, relativ kleinräumige Bereiche durch stürzende Steine bedroht, ohne 

Wald sind es weite Bereiche der Autobahn. Bezüglich des Felsbandes im südlichen Teil vermag 

der Wald also nicht absoluten, aber flächigen Schutz zu gewährleisten. Diese Erkenntnis ist in 

Bezug auf Schutzmassnahmen entscheidend, da sie erlaubt, den idealen Standort von 

Bauwerken genau zu lokalisieren. 

Abbildung 7-11: SW: Anzahl Steindurchgänge mit Wald 


Abbildung 7-12: SW: Anzahl Steindurchgänge ohne Wald 

Die räumliche Verteilung zeigt für beide Szenarien ein ähnliches Bild, wobei die Ausprägung 

ohne Wald deutlich intensiver ist (Abbildung 7-13; Abbildung 7-14). Die mittleren Sprunghöhen 

zeigen naturgemäss an Geländeübergängen und Versteilungen die höchsten Werte. Die 

Ausprägung hängt letztendlich von der zur Verfügung stehenden Energie ab, die im Szenario 

ohne Wald deutlich grösser ist. Für die Dimensionierung von technischen Massnahmen ist 

ersichtlich, dass im Bereich der Autobahn mit deutlich grösseren Sprunghöhen gerechnet werden 

muss, falls kein Wald vorhanden ist. 

Abbildung 7-13: SW: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) mit Wald Abbildung 7-14: SW: Mittlere vert. Sprunghöhen (m) ohne Wald 

81



Während die maximalen Energien beim Vorhandensein von Wald in den baumfreien Schneisen 

die grössten Werte annehmen, ist ohne Wald fast im gesamten unteren Gebietsteil mit 

maximaler Energieausprägung zu rechnen (Abbildung 7-15; Abbildung 7-16). Aufgrund der 

hohen Reliefenergie werden die Sturzkomponenten bei fehlender Bestockung über den 

gesamten Transitbereich beschleunigt und erreichen hohe Energien, die mit technischen 

Massnahmen kaum beherrschbar sind. 

Abbildung 7-15: SW: Maximale Energien (kJ) mit Wald Abbildung 7-16: SW: Maximale Energien (kJ) ohne Wald 


Ein ähnlicher vertikaler Gradient wie bei den maximalen Energien zeigt sich bei den mittleren 

Geschwindigkeiten. Ist kein Wald vorhanden, erfolgt keine Abbremsung der Komponenten und 

diese erreichen entsprechend sehr hohe Geschwindigkeiten (Abbildung 7-17; Abbildung 7-18). 

Abbildung 7-17: SW: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) mit Wald 

Ablagerungen 

Abbildung 7-18: SW: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) ohne Wald 

Während bei Bewaldung im gesamten Gebiet Steine nach Baumtreffern zur Ablagerung 

gelangen, reduzieren sich die Auslaufräume im Szenario ohne Wald auf Geländeverflachungen 

und Bereiche mit hoher Bremswirkung, dementsprechend höher ist die Ablagerungsrate nahe 

der Autobahn (Abbildung 7-19; Abbildung 7-20). Generell muss mit einem weiteren Vordringen 

der Steine gerechnet werden. 

82

Abbildung 7-19: SW :Anzahl abgelagerter Steine mit Wald 


7.1.3 Qualitativer Szenarienvergleich Täschgufer 

Trajektorien 

Abbildung 7-20: SW: Anzahl abgelagerter Steine ohne Wald 

Im Täschgufer unterscheidet sich die Trajektorienhäufigkeit beider Szenarien über weite Gebiete 

nicht wesentlich (Abbildung 7-21; Abbildung 7-22). Im untersten, der Murgangrinnen 

anschliessenden Teil, im nördlichen Ausläufer und im südwestlichen Teil variiert die Frequenz 

aber in den beiden Szenarien. Dies ist mit dem Umstand zu erklären, dass die Bewaldung relativ 

weit unten einsetzt und somit erst spät im Prozess Wirkung erlangen kann. Für die Gebiete mit 

Schadenpotential ist aber der Wald dennoch von Bedeutung, da die Anzahl der tatsächlich bis in 

Talbereiche vorstossenden Komponenten mit Wald deutlich geringer ist. 

Abbildung 7-21: TG: Anzahl Steindurchgänge mit Wald 


Abbildung 7-22: TG: Anzahl Steindurchgänge ohne Wald 

Ähnliches gilt für die mittleren Sprunghöhen. Während sie in den oberen Bereichen identisch 

sind, vermag der Wald im unteren Bereich die mittleren Werte deutlich zu senken (Abbildung 

7-23; Abbildung 7-24). Dies kann für die Errichtung von Schutzbauten entscheidend sein. 

83


Abbildung 7-23: TG: Mittlere vertikale Sprunghöhen (m) mit Wald Abbildung 7-24: TG: Mittlere vert. Sprunghöhen (m) ohne Wald 


Wenn Sturzblöcke bis in den talnahen Bereich vorzustossen in der Lage sind (Abbildung 7-25; 

Abbildung 7-26), besitzen sie im Fall ohne Wald höhere Energien. Dies vergrössert die Intensität 

der Schadenwirkung und damit das Risiko für das Schadenpotential. 

Abbildung 7-25: TG: Maximale Energien (kJ) mit Wald Abbildung 7-26: TG: Maximale Energien (kJ) ohne Wald 


Entsprechend den maximalen Energien erreichen bis ins Tal vorstossende Komponenten im 

Szenario ohne Wald höhere mittlere Geschwindigkeiten, da sie weniger durch Kontaktreaktionen 

mit Bäumen gebremst werden. Unterschiede sind nur in den untersten Bereichen zu erkennen 

(Abbildung 7-27; Abbildung 7-28), wo sie aber betreffend Risikoüberlegungen relevant sind. 

Abbildung 7-27: TG: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) mit Wald Abbildung 7-28: TG: Mittlere Geschwindigkeiten (m/s) ohne Wald 

84

Ablagerungen 


Die Häufung von Ablagerungen im Talboden beim Szenario ohne Wald gegenüber der realen 

Situation ist auffällig und streicht die vorhandene Waldwirkung heraus (Abbildung 7-29; 

Abbildung 7-30). 

Abbildung 7-29: TG: Anzahl abgelagerter Steine mit Wald Abbildung 7-30: TG: Anzahl abgelagerter Steine ohne Wald 

85

7.2 Evaluationszonen 


Wie in Kapitel 4.5 vorgestellt, wurden zur räumlichen Differenzierung der Waldwirkung 

verschiedene Evaluationszonen verwendet. Tabelle 7-2 gibt eine Übersicht der verwendeten 

Zonen und deren Grundlagen. 

Tabelle 7-2: Übersicht der Evaluationszonen 

Bezeichnung Grundlage Typ Anzahl Parameter Simulationen* 

Diemtigtal DT_E1 Grenze Schadenpotential Zellreihe 1*1m 1 Trajektorien D80 - D85 

DT_E2 Höhenkurven Äquidistanz 15m Linien 4 Trajektorien D80 - D85 

DT_E3 Höhenkurven Äquidistanz 2.5m Linien 23 Traj, E, H, V** D81; D84 

DT_E4 Höhenkurven Äquidistanz 2.5m Polygone 22 Ablagerungen D81; D84 

Stotzigwald SW_E1 Grenze Schadenpotential Zellreihe 5*5m 1 Trajektorien S40 - S59 

SW_E2 Höhenkurven Äquidistanz 100m Linien 3 Trajektorien S40 - S59 

SW_E3 Höhenkurven Äquidistanz 10m Linien 29 Traj, E, H, V** S41; S51 

SW_E4 Höhenkurven Äquidistanz 10m Polygone 30 Ablagerungen S41; S51 

Täschgufer TG_E1 Grenze Schadenpotential Zellreihe 5*5m 1 Trajektorien T62 - T81 

TG_E2 Höhenkurven Äquidistanz 300m Linien 6 Trajektorien T62 - T81 

TG_E3 Höhenkurven Äquidistanz 50m Linien 31 Traj, E, H, V** T65; T75 

TG_E4 Höhenkurven Äquidistanz 50m Polygone 32 Ablagerungen T65; T75 

* Betrachtete Simulationsdurchgänge (Anhang A5.2) 

** Traj: Trajektorien; E: Maximale Energien; H: Mittlere Sprunghöhen; V: Mittlere Geschwindigkeiten 

7.2.1 Evaluationszone 1 

Alle Steine, die bis in die Evaluationszone 1 vordringen, müssen als Gefährdung angesehen 

werden. In deren Verhinderung spielt der Wald in allen Gebieten eine wichtige Rolle, die 

Schutzwirkung ist aber nicht für alle Steinradien gleich gross. Tabelle 7-3 zeigt durch das 

Verhältnis der Steindurchgänge der beiden Szenarien, wie viel mehr Steine die 

Evaluationszone 1 bei einem Fehlen des Waldes betreffen würden. Für das Diemtigtal 

beispielsweise wird beim Fehlen des Waldes mit 8.5 mal mehr Steinen mit Radius 5 cm 

gerechnet, die bis in die Evaluationszone 1 vordringen. Analog können die Werte für alle 

Steingrössen und Untersuchungsgebiete gelesen werden. 

86 

Tabelle 7-3: Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge „ohne Wald“ / „mit Wald“: Verhältnis für alle simulierten Steingrössen 

Steinradius (m) 0.05 0.1 0.15 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 

Diemtigtal 8.5 3.5 2.5 

Stotzigwald 2.5 2.3 1.7 1.7 2.4 1.3 1.2 1.1 1.1 1.1 

Täschgufer 0.0 0.0 0.0 4.5 6.7 5.5 4.1 4.1 2.2 1.9

Diemtigtal 


Werden die Steine, die die Evaluationszone 

1 (Abbildung 7-31) erreichen, als Prozent 

der total gestarteten Steine angegeben, so 

erstaunt es nicht, dass die grösseren 

Komponenten aufgrund der gesteigerten 

Energien höhere Anteile erreichen (Tabelle 

7-4). Die Differenz der Steindurchgänge 

gibt an, wie viel Prozent mehr der total 

gestarteten Steine im Falle des Szenarios 

„ohne Wald“ das Schadenspotential 

erreichen. Angesichts von fast 20% mehr 

Steinen mit Radius 0.15 m, die beim Fehlen 

des Waldes die Strasse erreichen, kann die 

Abbildung 7-31: Evaluationszone 1, Diemtigtal 

Waldwirkung als hoch eingestuft werden. 

Im Gegensatz ist das Verhältnis der absoluten Werte für die kleinen Steinradien grösser 

(Abbildung 7-32). Da in beiden Szenarien eine vergleichsweise geringe Anzahl der gestarteten 

Steine dieser Grösse das Schadenpotential überhaupt erreicht, fällt das Verhältnis weniger ins 

Gewicht als die Unterschiede der Prozentwerte. 

Zusammenfassend kann demzufolge gesagt werden, dass der Wald im Diemtigtal zwar auf 

kleinere Sturzkomponenten grossen Einfluss hat, diese aber meist schon in weiter oben 

liegenden Bereichen stoppt. Demgegenüber erreichen von den grossen Steinen im Falle eines 

Fehlens des Waldes fast 20% mehr die Evaluationszone 1 und damit das Schadenpotential. 

Tabelle 7-4: DT, Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge 

Diemtigtal Simulationen D80/83* D81/84* D82/85* 

Radius (m) 0.05 0.1 0.15 

Nr Steine 1500 2000 1500 


Tot gestartet 18000 24000 18000 

mit Wald Durchgänge 128 1257 2345 

% von Total 0.7111 5.2375 13.0278 

ohne Wald Durchgänge 1085 4345 5835 

% von Total 6.0278 18.1042 32.4167 

Diff ohne - mit** Trajektorien 957 3088 3490 

Diff ohne - mit % 5.3167 12.8667 19.3889 

Ratio ohne/mit*** 8.4766 3.4566 2.4883 

* Betrachtete Simulationsdurchläufe 

**Differenz "ohne Wald" - "mit Wald" 

*** Verhältnis "ohne Wald" / "mit Wald" 

35 

30 

25 

20 

15 

10 

5 

0 

0.7 

Waldwirkung DT_E1: Evaluationszone 


Durchgänge mit Wald (%) 

Durchgänge ohne Wald (%) 


6.0 

8.5 

5.2 

18.1 

3.5 

13.0 

32.4 

0.05 0.1 0.15 

Steinradien (m) 

Abbildung 7-32: DT, Evaluationszone 1: Prozent der gestarteten 

Steine und Verhältnis „ohne“ / „mit“ 

2.5 

87

Stotzigwald 

Abbildung 7-33: Evaluationszone 1, Stotzigwald 


Der Prozentsatz der Steine, die bis in die 

Evaluationszone 1 (Abbildung 7-33) 

vorzudringen in der Lage sind, ist vorwiegend 

vom Wald abhängig. Für das Szenario „mit 

Wald“ ist praktisch ein kontinuierlicher Anstieg 

der Durchgänge bei zunehmendem Radius 

feststellbar (Abbildung 7-34). Das heisst, dass 

vor allem die grösseren Komponenten in der 

Lage sind, den Wald zu durchqueren. Die 

Differenzen bewegen sich ausser für die 

Steingrösse 0.5 m alle im Bereich 1.1% bis 

3.8%, was auf den Schutzeffekt des Waldes 

hinweist (Tabelle 7-5). 

Das Verhältnis der absoluten Werte manifestiert vor allem bei Komponentengrössen bis 0.5 m 

einen deutlichen Schutzeffekt des Waldes, da ohne Wald bis zu 2.5 mal mehr Steine im Bereich 

des Schadenpotentials zu erwarten sind (Tabelle 7-5). Bei den zu erwartenden hohen Energien 

grosser Sturzblöcke wirken sich auch die relativ kleinen Verhältniszahlen bezüglich Senkung des 

Risikos aus, da genau diese Blöcke am ehesten in der Lage sind, die Netze zu überspringen 

oder zu durchschlagen und so auf die Autobahn zu gelangen. So wäre ohne Wald eine 

Steigerung von grossen Blöcken im Bereich von 12 bis 18% zu erwarten, welche das 

Schadenpotential erreichen. 

Tabelle 7-5: SW, Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge und Verhältnis der Szenarien „ohne“ / „mit“ 

Stotzigwald Simulationen S40/50 S41/51 S42/52 S43/53 S44/54 S45/55 S46/56 S47/57 S48/58 S49/59 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 

Nr Steine 1200 1500 1200 1000 600 500 200 200 100 100 

Startzellen 331 331 331 331 331 331 331 331 331 331 

Tot gestartet 397200 496500 397200 331000 198600 165500 66200 66200 33100 33100 

mit Wald Durchgänge 6156 14760 20820 18789 13261 12993 5531 5819 2868 2883 

% von Total 1.5498 2.9728 5.2417 5.6764 6.6772 7.8508 8.3550 8.7900 8.6647 8.7100 

ohne W ald Durchgänge 15341 33854 34898 31381 31318 16362 6531 6528 3277 3265 

% von Total 3.8623 6.8185 8.7860 9.4807 15.7694 9.8864 9.8656 9.8610 9.9003 9.8640 

Diff ohne - mit Trajektorien 9185 19094 14078 12592 18057 3369 1000 709 409 382 

Diff ohne - mit % 2.3124 3.8457 3.5443 3.8042 9.0921 2.0356 1.5106 1.0710 1.2356 1.1541 

Ratio ohne/mit 2.4920 2.2936 1.6762 1.6702 2.3617 1.2593 1.1808 1.1218 1.1426 1.1325 

88 

18 

16 

14 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

1.5 

3.9 

Durchgänge mit Wald % 

Durchg ohne Wald % 

Verhältnis ohne/mit 

2.5 

3.0 

6.8 

2.3 

Waldwirkung SW_E1: Evaluationszone Schadenpotential 

5.2 

8.8 

1.7 

5.7 

9.5 

1.7 

6.7 

15.8 

2.4 

7.9 

9.9 

1.3 

8.4 

9.9 

1.2 

8.8 

9.9 

1.1 

8.7 

9.9 

1.1 

8.7 

9.9 

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 

Steindurchmesser (m) 

Abbildung 7-34: SW, Evaluationszone 1: Prozent der gestarteten Steine und Verhältnis „ohne“ / „mit“ 

1.1

Täschgufer 


Aufgrund der Grösse des Testgebietes 

und der häufigen Ablagerungen in den 

flachen Schutthalden im mittleren Bereich 

sind die Prozentanteile der gestarteten 

Steine, die bis in die Evaluationszone 1 

(Abbildung 7-35) vordringen, sehr klein, 

was den Aussagewert der Verhältnisse 

einschränkt (Tabelle 7-6). 

Die Verhältnisse der absoluten 

Abbildung 7-35: Evaluationszone 1, Täschgufer 

Durchgänge sind sehr hoch (Abbildung 

7-36). Es ist für Steingrössen ab 0.4m 

Radius im Szenario „kein Wald“ mit einer 

Häufung bis zu 6.7 mal mehr 

Steindurchgängen in der Evaluationszone 

1 zu rechnen, was aufgrund der hohen Energie der Blöcke von Bedeutung ist. 

Tabelle 7-6: TG, Evaluationszone1: Anzahl Steindurchgänge und Verhältnis der Szenarien „ohne“ / „mit“ 

Täsch Simulationen T62/72 T63/73 T64/74 T65/75 T66/76 T67/77 T68/78 T69/79 T70/80 T71/81 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


Startzellen 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 

Tot gestartet 9230400 11538000 9230400 8461200 7692000 6153600 5384400 4615200 3846000 3076800 


% von Total 0 0 0 0.0009 0.0016 0.0033 0.0063 0.0105 0.0347 0.0575 

ohne Wald Durchgänge 0 1 36 336 835 1121 1384 1980 2932 3293 

% von Total 0 0.0000 0.0004 0.0040 0.0109 0.0182 0.0257 0.0429 0.0762 0.1070 


Diff ohne - mit % 0 0.0000 0.0004 0.0031 0.0092 0.0149 0.0194 0.0324 0.0416 0.0496 

Ratio ohne/mit 0 0.0000 0.0000 4.4800 6.6800 5.5222 4.0826 4.0741 2.1995 1.8626 

8 

7 

6 

5 

4 

3 

2 

1 

0 

0.000 

0.000 

0.0 

Durchgänge mit Wald (%) 

Durchgänge ohne Wald (%) 

Verhältnis ohne/mit 

0.000 

0.000 

0.0 

Waldwirkung TG_E1: Evalutationszone Schadenpotential 

0.000 

0.000 

0.0 

0.001 

0.004 

4.5 

0.002 

0.011 

6.7 

0.003 

0.018 

5.5 

0.006 

0.026 

4.1 

0.011 

0.043 

4.1 

0.035 

0.076 

2.2 

0.057 

0.107 

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


Abbildung 7-36: TG, Evaluationszone 1: Prozent der gestarteten Steine und Verhältnis „ohne“ / „mit“ 

1.9 

89



Für die Evaluationszone 2 wurde zusätzlich die in Kapitel 4.5.2 beschriebene Zonenwirksamkeit 

beschrieben. 

Diemtigtal 

Im Diemtigtal kann beobachtet werden, 

dass für jede Analyselinie der 

Evaluationszone 2 (Abbildung 7-37) die 

kleinsten Steine das höchste Verhältnis 

aufweisen. Die Verhältnisse sind also bei 

zunehmender Steingrösse abnehmend 

(Abbildung 7-38). Dies zeigt, dass die 

Bremswirkung des Wald für die kleinsten 

Komponenten am effizientesten ist, 

während sie mit dem Anstieg des 

Steinradius abnimmt. 

Andererseits ist für alle Steinradien auf der 

Abbildung 7-37: Evaluationszone 2, Diemtigtal untersten Analyselinie das Verhältnis am 

grössten, was darauf hinweist, dass vor allem für die Anzahl der Durchgänge im untersten 

Bereich der Wald von grosser Bedeutung ist. Die Werte nehmen mit 7.7 mal mehr zu 

erwartenden Durchgängen hohe Werte an. Während dementsprechend die unteren Bereiche das 

Verlangsamen und Ablagern von kleineren Komponenten bewirken, erreicht bei grösseren 

Steinen die oberste Teilzone die höchste Wirksamkeit (Abbildung 7-39). 

9.0 

8.0 

7.0 

6.0 

5.0 

4.0 

3.0 

2.0 

1.0 

0.0 

DT_E2 HK 15m: Verhältnis Steindurchgänge 

ohne/mit Wald 

1.4 

2.2 

4.4 

7.7 

1.1 

1.5 

2.3 

3.3 

HK 1 HK 2 

HK 3 HK 4 

1.2 

1.6 

1.9 

2.3 

0.05 0.1 0.15 

Steinradius (m ) 

Abbildung 7-38: DT, Evaluationszone 2: Verhältnis der 

Steindurchgänge pro Höhenkurve 

90 

35.0 

30.0 

25.0 

20.0 

15.0 

10.0 

5.0 

0.0 

25.7 

DT_E2 HK 15m: Differenzen der 

Zonenwirksamkeit mit-ohne Wald 

28.9 

31.3 

19.0 

25.5 

29.2 

23.0 

15.9 

0.05 0.1 0.15 

Steinradius (m) 

Abbildung 7-39: DT, Evaluationszone 2: Differenz der 

Zonenwirksamkeit mit – ohne Wald 

Zone 1-2 

Zone 2-3 

Zone 3-4 

16.8

Stotzigwald 


Im Testgebiet Stotzigwald werden die 

Analyselinien der Evaluationszone 2 

(Abbildung 7-40) durch Höhenkurven mit 

100m Äquidistanz gebildet. Es kann 

beobachtet werden, dass für alle 

Steingrössen die Verhältnisse auf der 

untersten Analyselinie am grössten sind 

(Abbildung 7-41), was heisst, dass sich das 

Vorhandensein von Wald für die unteren 

Bereiche am markantesten auswirkt. Die 

Linie 3 nahe am Schadenpotential reagiert 

bezüglich einer Verminderung der 

Steindurchgänge am sensibelsten auf das 


Vorhandensein von Wald. Die Werte 

bewegen sich im Vergleich zum Diemtigtal aufgrund des ausgeprägt steilen Reliefs auf tieferem 

Niveau, so dass mit maximal 2.5 mal mehr Durchgängen im Szenario „ohne Wald“ gerechnet 

werden muss. Mit steigender Blockgrösse nimmt die Streuung der Werte pro Analyselinie ab, so 

dass für grosse Blöcke die Verhältnisse über das ganze Gebiet praktisch gleich bleiben. 

Die Differenz der Zonenwirksamkeit ist ebenfalls für kleinere Sturzkomponenten hoch, während 

sie für grosse Blöcke kaum mehr relevant ist (Abbildung 7-42). Dies stimmt mit der allgemeinen 

Beobachtung und den Schlüssen bezüglich Evaluationszone 1 überein. 

3 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 

35 

30 

25 

20 

15 

10 

5 

0 

1.1 

1.7 

2.5 

1.1 

1.4 

2.2 

SE_E2 HK 100m: Verhältnis der Steindurchgänge ohne/mit Wald 

1.1 

1.4 

1.8 

1.1 

1.4 

1.7 

1.1 

1.3 

1.4 

1.1 

1.2 

1.3 

1.0 

1.1 

1.2 

1.0 

1.1 

1.1 

1.0 

1.1 

1.2 

1.0 

1.1 

1.1 

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


17.7 

25.2 

Abbildung 7-41: SW, Evaluationszone 2: Verhältnis der Steindurchgänge pro Höhenkurve 

14.9 

SW_E2 HK 100m: Differenzen der Zonenwirksamkeit mit-ohne Wald 

30.6 

14.3 

19.2 

17.0 

13.2 

12.8 

9.6 

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


Abbildung 7-42: SW, Evaluationszone 2: Differenz der Zonenwirksamkeit mit – ohne Wald 

9.6 

6.1 

5.7 

4.0 

5.7 

1.2 

4.0 

4.9 

HK 1 

HK 2 

HK 3 

Zone 1-2 

Zone 2-3 

4.7 

2.5 

91

Täschgufer 


Die Analyselinien der Evaluationszone 2 

(Abbildung 7-43) des Täschgufers bilden sich 

auf der Grundlage von Höhenkurven mit 

Äquidistanz 300m. Es muss beachtet werden, 

dass zwischen den oberen Kurven 

Ausbruchsgebiete liegen, somit darf nicht mit 

einer zahlenmässigen Abnahme mit 

vertikalem Gradient gerechnet werden. 

Ebenfalls muss in Betracht gezogen werden, 

dass die Bewaldung vor allem unterhalb der 

Linie 4 grossflächig einsetzt, so dass nur für 

Linien 5 und 6 das Verhältnis betrachtet 

Abbildung 7-43: Evaluationszone 2, Täschgufer werden muss. Dies zeigt, dass die 

Waldwirkung auf Höhe der Analyselinie 5 nur für kleinere Komponenten relevant ist, während sie 

für die massgeblichen grossen Komponenten erst im untersten Bereich feststellbar ist (Abbildung 

7-44). Für Komponenten mittlerer Grösse bewirkt das Vorhandensein von Wald aufgrund 

präferierter Sturzbahnen entlang von baumfreien Schneisen und Rinnen keine massgebliche 

Beeinflussung der Häufigkeit. 

Auf kleine bis mittlere Steinradien zeigt die Bewaldung praktisch nur zwischen den Linien 3 und 4 

Einfluss, während sie für grosse Komponenten erst in der untersten Teilzone massgeblich wird 

(Abbildung 7-45). 

92 

7 

6 

5 

4 

3 

2 

1 

0 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

-2 

0.9 

1.0 

1.0 

1.5 

4.4 

0.0 

0.0 

1.1 

1.2 

1.1 

1.3 

6.5 

TG_E2 HK 300m: Verhältnis Steindurchgänge ohne/mit Wald 

0.0 

1.0 

1.2 

1.1 

1.4 

3.3 

1.0 

1.2 

1.1 

1.2 

1.4 

1.3 

1.0 

1.2 

1.1 

1.2 

1.6 

1.3 

1.2 

1.2 

1.1 

1.2 

1.6 

1.2 

1.1 

1.1 

1.1 

1.2 

1.5 

1.5 

1.0 

1.5 

1.3 

1.5 

1.9 

2.1 

0.0 

HK 1 HK 2 HK 3 

HK 4 HK 5 HK 6 

1.2 

1.1 

1.1 

1.2 

1.5 

5.6 

1.0 

1.1 

1.1 

1.2 

1.5 

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


0.0 

0.0 

Abbildung 7-44: TG, Evaluationszone 2: Verhältnis der Steindurchgänge pro Höhenkurve 

4.5 

0.1 

0.0 

TG_E2 HK 300m: Differenzen der Zonenwirksamkeit mit-ohne Wald 

8.3 

0.5 

0.0 

2.8 

Zone 3-4 Zone 4-5 Zone 5-6 

0.7 

5.0 

2.2 

4.9 

3.3 

4.4 

4.6 

7.2 

6.7 

0.2 

6.8 

7.6 

9.1 

7.0 

7.9 

0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


Abbildung 7-45: TG, Evaluationszone 2: Differenz der Zonenwirksamkeit mit – ohne Wald 

4.9 

10.7


Diemtigtal 


Abbildung 7-47 zeigt, dass ab der zweiten 

Analyselinie der Evaluationszone 3 

(Abbildung 7-46) in allen Bereichen ohne 

Wald mehr Durchgänge zu beobachten sind. 

Die Kurve des Verhältnisses der absoluten 

Durchgänge liegt bis zur Analyselinie 9 im 

Bereich über eins, steigt dann aber steiler 

an und erreicht in den untersten Zonen 

Werte von knapp 3.5. Während der obere 

Bereich noch im Einflussbereich der 

Felswand liegt, kann sich im vertikalen 

Verlauf die Waldwirkung in den unteren 

Abbildung 7-46: Evaluationszone 3, Diemtigtal Gebieten stärker manifestieren. Da die 

stürzenden Steine beim ersten Auftreffen 

einen grossen Teil ihrer Energie durch den Stossprozess verlieren, kommt der Waldwirkung vor 

allem im unteren Bereich Bedeutung zu. Ähnliches gilt für die weiteren Parameter (Anhang A7.1). 

Trajektorien/Zelle 

900 

800 

700 

600 

500 

400 

300 

200 

100 

0 

Evaluationszone DT_E3: Trajektorien mit/ohne Wald 

Traj mit Wald 

Traj ohne Wald 

Verhältnis Traj o/m 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 

Nummer Analyselinie 

Abbildung 7-47: DT, Evaluationszone 3: Anzahl und Verhältnis der Steindurchgänge/Analyselinie mit und ohne Wald 

4 

3.5 

3 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 


93

Stotzigwald 


Bei der Betrachtung ist zu bedenken, dass 

bis zirka zu Linie 15 der Evaluationszone 3 

(Abbildung 7-48) Ausbruchsgebiete 

dazukommen. Durch diesen Umstand ist 

die erneute Steigerung der absoluten 

Durchgänge ab Linie 8 zu erklären 

(Abbildung 7-49). 

Über das ganze Gebiet ist ein ähnliches 

Bild wie im Diemtigtal festzustellen. 


Während der Wald im ganzen Gebiet 

hemmend auf die Steinschlagdurchgänge 

wirkt, nimmt seine Bedeutung im unteren 

Teil stark zu. Die Kurve der Verhältnisse 

zeigt bis zur Analyselinie 14 Werte von etwas über eins und steigt dann im unteren Teil stärker 

an. Aufgrund des ausgeprägten Reliefs liegt das maximale Verhältnis mit 2.2 aber tiefer als im 

Diemtigtal. Eine Häufung von 120% im Falle eines Fehlens des Waldes würde sich aber markant 

auf die Risikosituation der Autobahn auswirken. 

94 


1400 

1200 

1000 

800 

600 

400 

200 

0 

Evaluationszone SW_E3: Trajektorien mit/ohne Wald 

Traj mit Wald 

Traj ohne Wald 


1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 


Abbildung 7-49: SW, Evaluationszone 3: Anzahl und Verhältnis der Steindurchgänge/Analyselinie mit und ohne Wald 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 

Verhältnis o/m

Täschgufer 


Bezüglich der Steindurchgänge ist ein 

starker vertikaler Gradient über die 

Analyselinien der Evaluationszone 3 

(Abbildung 7-50) zu beobachten (Abbildung 

7-51). Die Häufung von Ablagerungen 

durch die Geländeverflachung im Bereich 

der ausgedehnten Schutthalden, das 

Einsetzen des Waldes und die gesteigerte 

Rauhigkeit im Bereich des 

Bergsturzmaterials sind die Erklärung 


dafür. Ein Grossteil des Sturzmaterials 

gelangt aus diesem Grund nicht bis in den 

menschlichen Handlungsraum. Wie gross 

der Anteil des Waldes an dieser 

Verminderung des Prozesses ist, bleibt ungewiss. Sicher ist, dass vor allem die topographischen 

Verhältnisse hemmend wirken, zumal der Wald aufgrund der Sturzbahnen in unbewaldeten 

Murgangrinnen nur beschränkt wirken kann. Anders sieht die Lage im untersten Bereich aus, da 

zwischen dem Auslauf der Runsensysteme und dem Talboden ein relativ dichter Lärchenbestand 

stockt, der massgeblichen Einfluss auf die Sturzkörper mit den höchsten Reichweiten hat. 

Die Werte des Verhältnisses sind aufgrund der sehr kleinen Durchgangswerte aber mit grosser 

Vorsicht zu geniessen. Die Wahrscheinlichkeitsannahmen im Modell bedingen eine minimale 

Anzahl von Durchgängen, um stabile Werte garantieren zu können. In dieser Hinsicht können 

gewisse zufällige Verhältniswerte im unteren Bereich nicht ausgeschlossen werden. 


250 

200 

150 

100 

50 

0 

1 

3 

5 

Evaluationszone TG_E3: Trajektorien ohne/mit Wald 

7 

9 

11 

13 

15 

17 

19 


Traj mit Wald 

Traj ohne w ald 


Abbildung 7-51: TG, Evaluationszone 3: Anzahl und Verhältnis der Steindurchgänge/Analyselinie mit und ohne Wald 

21 

23 

25 

27 

29 

31 

600 

500 

400 

300 

200 

100 

0 


95


Diemtigtal 

Ablagerungen/Zelle 

Abbildung 7-52: Evaluationszone 4, Diemtigtal 

35 

30 

25 

20 

15 

10 

5 

0 


Abbildung 7-53 zeit, dass bezüglich 

Ablagerungen vor allem die oberen und 

mittleren Bereiche der Evaluationszone 4 

(Abbildung 7-52) wirken. Im untersten 

Bereich schwankt das Verhältnis stark, ist 

aber aufgrund der kleinen absoluten Zahlen 

mit Vorsicht zu geniessen. Sicher ist, dass 

die grosse Anzahl der durch die 

Waldwirkung provozierten Ablagerungen 

im oberen und mittleren Bereich stattfinden. 

Diese Feststellung deckt sich mit den 

Beobachtungen zu den Steindurchgängen. 

Evaluationszone DT_E4: Anzahl Ablagerungen ohne/mit Wald 

Ablagerungen mit Wald 

Ablagerungen ohne Wald 

Verhältnis Ablagerungen o/m 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 

Nummer Analysezone 

Abbildung 7-53: DT, Evaluationszone 4: Anzahl und Verhältnis der Ablagerungen/Evaluationszone mit und ohne Wald 

Stotzigwald 

Das Verhältnis der Ablagerungsmenge liegt 

bei grosser Varianz praktisch in der ganzen 

Evaluationszone 4 (Abbildung 7-54) unter 

eins (Abbildung 7-55). Einzig in Teilzone 25 

werden ohne Wald mehr Steine abgelagert, 

was aber mit den Zufallsvariabeln im 

Modell (Kapitel 5.1) erklärbar ist. Die 

grossen Schwankungen repräsentieren die 

Inhomogenität des Gebiets, welche 

spezifische Aussagen schwierig macht. 

Deutlich erkennbar ist die hohe Zahl von 

Ablagerungen direkt nach dem Ausbruch, 

was auf den Energieverlust der Sturzkörper 


beim ersten Bodenkontakt zurückzuführen 

ist. Die absoluten Werte der Ablagerungen bleiben im mittleren Gebietsbereich in ähnlicher 

Grössenordnung, während sie gegen unten erneut abnehmen. 

96 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 

Verhältnis o/m

Ablagerungen/Zelle 

600 

500 

400 

300 

200 

100 

0 

1 

3 


Evaluationszone SW_E4: Ablagerungen ohne/mit Wald 

5 

7 

9 




11 

13 

15 

17 

19 


Abbildung 7-55: SW, Evaluationszone 4: Anzahl und Verhältnis der Ablagerungen/Evaluationszone mit und ohne Wald 

Täschgufer 

Im oberen Gebietsbereich sind aufgrund 

fehlender Bestockung erwartungsgemäss 

keine Unterschiede der Szenarien und 

damit Verhältnisse mit Werten um eins zu 

beobachten (Abbildung 7-57). Die 

Teilzonen 15 und 22 der Evaluationszone 4 

(Abbildung 7-56) stellen Ausreisser dar. Mit 

dem Einsetzen von Wald unterhalb der 

Zone 16 sinken die Werte leicht unter eins. 

Im untersten, interessanten Teil des 

Gebiets zeigen die Verhältnisse sehr hohe 

Schwankungen und sind aufgrund der 

tiefen absoluten Werte als nicht mehr 


verlässlich zu betrachten, sie wurden 

bewusst nicht dargestellt. Mit der zonalen Analyse der Waldwirkung bezüglich Ablagerungen wird 

die These bestätigt, dass der Waldbestand aufgrund der bevorzugt vom Steinschlag betroffenen 

Runsen wesentlich weniger Wirkung erlangen kann als in den anderen zwei Gebieten. 

Ablagerungen/Zell 

e 

18 

16 

14 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

21 

23 

25 

Evaluationszone TG_E4: Ablagerungen ohne/mit Wald 




1 2 3 4 5 6 7 8 9 10111213141516171819202122232425262728 


Abbildung 7-57: TG, Evaluationszone 4: Anzahl und Verhältnis der Ablagerungen/Evaluationszone mit und ohne Wald 

27 

29 

1.4 

1.2 

1.0 

0.8 

0.6 

0.4 

0.2 

0.0 

1.6 

1.4 

1.2 

1 

0.8 

0.6 

0.4 

0.2 

0 



97


7.3 Zusammenfassung der Resultate 

Diemtigtal 

Das über alle Kennwerte zu beobachtende hohe Verhältnis der Szenarien (Tabelle 7-1) deutet 

auf die wichtige Wirkung des Waldes hin. Dies wird vor allem aufgrund der kleinen Steingrössen 

vermutet, da in diesem Fall der einzelne Baum eine grosse Energieabsorption bewirken kann. 

Bei einem Fehlen des Waldes treten um den Faktor 2.6 mal höhere maximale Energiewerte auf. 

Im Diemtigtal nimmt der Wald flächig eine wichtige Schutzwirkung wahr. Ohne diese wäre die 

Forststrasse nicht nur durch mehr Steinschläge betroffen, auch würden diese in ihrer 

Ausprägung bezüglich Sprunghöhen, Energien und Geschwindigkeiten höhere Werte zeigen. Die 

ökonomische Wirkung des Waldes ist indes aufgrund des beschränkten Schadenpotentials 

vergleichsweise gering. 

Stotzigwald 

Steinschläge aus dem Stotzigwald bedeuten aufgrund des ausgeprägten Reliefs und der grossen 

Lageenergie eine beträchtliche Gefährdung für die Autobahn am Fusse des Gebiets. Obwohl 

einzelne Bereiche aufgrund von baumfreien Schneisen stärker betroffen sind, vermag der Wald 

durch seine flächige Schutzwirkung weite Teile der Autobahn gegen übermässige 

Steinschlagbedrohung zu schützen. Dies bedeutet, dass einerseits Schutzmassnahmen gezielt 

auf kleinere gefährdete Bereiche positioniert werden können, andererseits, dass diese bezüglich 

der zu erwartenden Sprunghöhen und Energien tiefer zu dimensionieren sind. Somit kommt dem 

Wald im Gegensatz zu punktuellen, in ihrer räumlichen Wirkung stark beschränkten technischen 

Schutzmassnahmen aufgrund der flächigen Wirkung eine enorme ökonomische Bedeutung zu. 

In Verbindung mit technischen Massnahmen kann ein besserer Schutz der Autobahn 

gewährleistet werden. 

Täschgufer 

Das Testgebiet ist über weite Teile frei von Bewaldung. Aus diesem Grund zeigt der Wald in den 

gebietsweisen Mittelwerten kaum Wirkung. Dies darf aber nicht darüber hinwegtäuschen, dass in 

den entscheidenden Bereichen nahe des Schadenpotentials das Vorhandensein von Wald für 

die Risikobetrachtung relevant ist. Im südlichen Gebietsbereich schützt neben dem weiter 

oberhalb liegenden Damm ein Lärchenbestand den Siedlungsbereich und reduziert 

Durchgangshäufigkeit, Energien und Sprunghöhen. Die Murgangrinne im zentralen Bereich wirkt 

als Transportkanal für stürzende Steine und bringt diese unbeeinflusst vom Wald bis nahe an 

das Schadenpotential. In der kurzen bewaldeten Transitstrecke bis zum Talboden vermag aber 

die Bestockung einen Grossteil der Sturzkörper zu stoppen. Die Energien und Sprunghöhen von 

Blöcken, welche bis in den Talboden vorzudringen vermögen, werden stark vermindert. 

Trotzdem scheint der Schutz verletzlicher Werte durch den Wald nicht genügend gesichert. Die 

Wirkung der Schutzdämme kann durch die Simulationsresultate bestätigt und ihre Erstellung 

gerechtfertigt werden. Die Kombination natürlicher und technischer Massnahmen in Form von 

Wald und Schutzdämmen zeigt im Täschgufer eine äusserst positive Wirkung. Eine intensive 

Wiederbewaldung in den Bereichen unterhalb der Dämme findet statt, die allfällige Schutzdefizite 

der technischen Massnahmen kompensieren kann. 

7.4 Diskussion Analyse der Waldwirkung 

Der Vergleich der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ hat sich als sinnvoll erwiesen. Es 

können einerseits die Muster der Prozessausprägung in einem qualitativen Ansatz verglichen 

werden (Kapitel 7.1), andererseits lassen sich Kennwerte zur Wirkung des Waldes berechnen 


98


Mit der Ausscheidung von räumlichen Analysemustern in Form von Evaluationszonen kann die 

Ausprägung des Steinschlagprozesses differenziert betrachtet werden. Alle Evaluationszonen 

bestätigen die Wirkung des Waldes und liefern detailliertere Ergebnisse bezüglich räumlicher 

Unterschiede und Lokalisierung wichtiger Bestandesbereiche. Ergebnisse dieser Art 

interessieren aber vor allem in forsttechnischer Umsetzung. Die Zonen tragen zu einer 

differenzierten und ganzheitlichen Sicht der Waldwirkung in den untersuchten Gebieten bei. 

Die angewandten Methoden zur Analyse der Waldwirkung anhand von Evaluationszonen bringen 

zwar Erkenntnisse über die zu erwartende Waldwirkung, sie begründen diese allerdings nicht 

weiter. Es wäre wünschenswert, interessante Waldpartien auf ihre Alterszusammensetzung, 

Bestockungsdichte und Lage im Steinschlaghang zu analysieren, um konkrete waldbauliche 

Anhaltspunkte zu generieren. 

99

100

8 SYNTHESE 

8.1 Erkenntnisse der Modellvalidierung und Evaluation der 

Zielsetzungen 

In vorliegender Arbeit wurde das 3D-Steinschlagmodell ROCKYFOR (Dorren, 2002; Dorren, 

2003) getestet und seine Fähigkeit zur adäquaten Abbildung von realen Steinschlagprozessen 

anhand von drei Testgebieten in den Schweizer Alpen beschrieben. Die Simulationsresultate 

weisen über alle Gebiete bezüglich räumlicher Verteilung der Sturzbahnen eine hohe 

Übereinstimmung mit den realen Situationen auf, während die Genauigkeit der 

Sprunghöhenmodellierung unbefriedigend ist. 

Das Modell ROCKYFOR ist in der Lage, basierend auf Eingangsdaten mit einer Auflösung von 

mindestens 5m die räumliche Ausprägung des realen Prozessgeschehens sehr genau 

wiederzugeben. Dies gilt im Gegensatz zu anderen Modellen auch für bewaldete Gebiete, wie für 

drei Perimeter mit unterschiedlichen Charakteristiken gezeigt wurde. Stochastische Elemente 

verunmöglichen eine völlig identische Abbildung der Realität. Da mit Auflösungen von 5m sehr 

gute Übereinstimmungen zwischen den simulierten und real beobachteten Werten erreicht 

wurden, wird diese Rastergrösse für die räumliche Abbildung von Steinschlag als genügend 

detailliert betrachtet. 

Im Gegensatz zu den sehr guten Ergebnissen der räumlichen Verteilung sind die 

Modellberechnungen der mittleren Sprunghöhen selbst für hohe Rasterauflösungen deutlich 

weniger genau. Diese Ergebnisse zeigen, dass mit der vorliegenden Modellversion 

ROCKYFOR 9 und den gewählten Eingangsdaten eine realistische Simulation der Sprunghöhen 

nur annähernd erreicht wird. Die Ursache dafür wird aber viel eher in Mängeln der 

Eingangsdaten als im Modell selber vermutet. So scheint es realistisch, mit hochaufgelösten 

Inputdaten wie auf Laserscan basierenden Höhenmodellen (Swisstopo, 2005) und genau 

identifizierten Ausbruchsgebieten mit exakten Starthöhen die Qualität der Modellberechnungen 

erheblich zu verbessern und auch bezüglich Sprunghöhen eine gute Übereinstimmung zwischen 

simulierten und realen Werten zu erreichen. Um von aussen nicht mehr sichtbare 

Steinschlagverletzungen zu identifizieren und so Fehler in den Validierungsdatensätzen 

auszuschliessen, wird die Verwendung systematischer dendrogeomorphologischer Analysen von 

adulten Waldbeständen vorgeschlagen (Stoffel und Perret, eingereicht). Mit dieser Methodik 

kann die Qualität der Vergleichsdatensätze optimiert werden. Mit erwähnten Verbesserungen der 

Eingangsdaten dient das Modell zur Formulierung von Anhaltspunkten in praktischen 

Fragestellungen wie Positionierung und Dimensionierung von technischen Massnahmen. 

Mit dem Einsatz von Laserscan-Daten konnten ohne nennenswerte Schwierigkeiten 

hochaufgelöste digitale Höhenmodelle hergestellt werden, die sich aufgrund ihres hohen 

Detaillierungsgrades sehr gut als Modellierungsgrundlage eignen. 

Mit der erfolgreichen Anwendung des Modells in drei Testgebieten, qualitativen wie quantitativen 

Aussagen zur Modellgenauigkeit sowie der Formulierung von Modellverbesserungen konnte die 

Zielsetzung bezüglich Modellanwendung und –validierung erfüllt werden. 

Mit der gewählten Aufnahmemethodik konnte die natürliche Prozessdynamik angepasst 

dargestellt werden, wobei dendrogeomorphologische Methoden für die Erfassung von 

steinschlagbedingten Baumschäden als Ergänzung vorgeschlagen wurden. Die Erfassung der 

massgebenden Steuergrössen zur Herstellung der Modelleingangsdatensätze konnte mit den 

ausgearbeiteten Feldaufnahmen realisiert werden. Die standardisierte Aufnahmemethodik ist 

101

TEIL D: SYNTHESE UND AUSBLICK 

zum einen an die jeweilige Situation anpassbar, andererseits lassen sich die Informationen auch 

für die Verarbeitung durch andere Steinschlagmodelle verwenden. Die Prozessdynamik konnte 

in allen drei Gebieten simuliert werden. Bezüglich Validierung von Modellannahmen konnten 

Verbesserungsvorschläge formuliert werden. Die Aufnahme der Wirkung von Strauchvegetation 

hingegen basiert auf qualitativen Annahmen und wurde nicht experimentell bestätigt. Mit dem 

qualitativen und quantitativen Vergleich der modellierten und empirisch erhobenen 

Prozesskennwerten ist es gelungen, die Genauigkeit und Möglichkeiten des Modells 

darzustellen. 

8.2 Erkenntnisse aus der Analyse der Waldwirkung und 

Evaluation der Zielsetzungen 

Aufgrund der guten Modellresultate bezüglich räumlicher Trajektorienverteilung eignet sich 

ROCKYFOR zur Analyse der Schutzfunktion von Beständen und kann als Hilfsmittel für das 

Management von Schutzwäldern verwendet werden. Für die Gesamtheit der untersuchten 

Waldbestände konnte der Schutzeffekt des Waldes mittels Vergleich der Simulationsszenarien 

„mit Wald“ und „ohne Wald“ nachgewiesen werden. Differenzierte räumliche Analysen weisen 

wichtige Waldbereiche aus und verdeutlichen die spezifische Wirkung der Bestände in den 

Testgebieten. Die gewonnenen Erkenntnisse zum Schutzwald erhalten in Anbetracht des 

erheblichen Schadenpotentials grosse Bedeutung. 

Aufgrund der Erkenntnisse zur Modellvalidierung konnten in einem weiteren Schritt für alle 

Testgebiete die Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ simuliert und zur Analyse der 

Schutzwirkung verglichen werden. Diesbezüglich konnte in einer Gesamtsicht auch die 

Zielsetzung für die Analyse der Waldwirkung erfüllt werden. 

Die Simulationsresultate der Szenarien konnten bearbeitet, graphisch dargestellt und qualitativ 

verglichen werden. Die Gegenüberstellung von Prozesskennwerten beider Szenarien konnte zur 

Formulierung quantitativer Aussagen zum Schutzeffekt von Wald verwendet werden. Dadurch 

wurde eine ansatzweise ökonomische Bewertung der Waldwirkung ermöglicht. Die fundierte 

Analyse einzelner Bestandesbereiche und die Berechnung von wirtschaftlichen Aspekten war 

aus Zeitgründen nicht im angestrebten Rahmen möglich. 

8.3 Relevanz für die Praxis 

Mit dem Ansatz dieser Arbeit wurde versucht, einen Beitrag zur Modellierung von Steinschlag in 

bewaldeten Gebieten zu leisten. Trotz breitem Einsatz für praktische Fragestellungen sind 

Teilaspekte der Steinschlagmodellierung wenig untersucht. Laufende Forschungsprojekte 

befassen sich beispielsweise mit der Interaktion Sturzkörper – Baum, deren Resultate können 

wiederum in Modelle einfliessen. Mit der Erarbeitung einer Validierungsmethodik für 

Simulationsresultate und der Formulierung von Modellfehlern können der Praxis. Hilfsmittel für 

die Beurteilung der Simulationsresultate bereitgestellt werden. Das gewählte Vorgehen kann 

auch für andere Modellansätze verwendet werden, gleiches gilt für die standardisierte 

Aufnahmemethodik. Mit der Betrachtung von Teilaspekten des Steinschlagprozesses und deren 

Berücksichtigung in den Berechnungen konnte das Verbesserungspotential des Modells 

aufgezeigt werden. Anhand der Testresultate konnten Genauigkeitsansprüche verschiedener 

Eingangs- und Vergleichsdatensätze sowie Mindestanforderungen bezüglich Rasterauflösungen 

bestimmt werden. Diese Anhaltspunkte können für praktische Fragestellungen übernommen 

werden. Nicht zuletzt konnte auf das Potential von Laserscan-Datensätzen eingegangen und 

eine fehlerfreie Anwendung gezeigt werden. 

102

8.4 Ausblick 

8 SYNTHESE 

Aus der Bearbeitung des Themenfeldes „Steinschlag – Modellierung – Wald“ sind weiterführende 

Fragen hervorgegangen, die hinsichtlich weiterer möglicher Arbeiten in einem Ausblick formuliert 

werden. Die Aufgaben betreffen einerseits die Integration von Resultaten aus verschiedenen 

abgeschlossenen und laufenden Forschungsarbeiten, andererseits die Bearbeitung von bisher 

gänzlich vernachlässigten Teilaspekten. 

� Zum Einbezug von Oberflächenrauhigkeit und Dämpfung sind weitere Arbeiten 

wünschenswert. Die Wirkung von Strauchvegetation und liegendem Holz sollte weiter 

untersucht, in Verhältnis zur Steingrösse gesetzt und standardisiert in die 

Modellrechnungen aufgenommen werden. Neben der quantitativen Herleitung von 

Modelleingangswerten müssen die nötigen Modellanpassungen (Kapitel 5.4) erfolgen. 

� Die Herstellung von hochaufgelösten DHM`s erhält für jegliche Modellierungen eine 

zentrale Rolle. Diesbezüglich sind Arbeiten zur Anwendung von Laserscan-Daten und der 

Kombination verschiedener komplementärer Datenquellen durchzuführen. Anhaltspunkte 

zu Genauigkeitsverlusten bei grösseren Rasterauflösungen sind für die Bewertung von 

Modellresultaten wünschenswert. 

� Sensitivitätsanalysen des Modellverhaltens bei verschiedenen räumlichen Auflösungen 

ergänzend zu den Arbeiten von Dorren und Heuvelink (2004) geben Aufschluss über die 

zu verwendenden Rastergrössen und den minimalen Detaillierungsgrad der 

Modellierungen. 

� Als Grundlage für Modellierungen und die Evaluation des Schutzeffektes von Wald ist das 

dynamische Verhalten des Einzelbaums bei Kontaktreaktionen mit stürzenden Steinen 

entscheidend. Dies bedingt Kenntnisse der tatsächlichen Energieabsorptionsfähigkeit des 

Gesamtsystems Baum. Forschungsarbeiten dazu sind in Gange (Dorren und Berger, in 

Druck; Dorren et al., eingereicht; SLF, 2005). Mit dem Einbezug der Resultate in die 

Modellierung können zuverlässigere Simulationsresultate gewährleistet werden. Für 

waldbauliche Fragestellungen kann eine quantitativ gestützte Beziehung zwischen 

massgebender Steingrösse und Zieldurchmesser des Baumbestandes hergeleitet 

werden, um den minimal wirksamen Baumdurchmesser zu ermitteln. 

� Die Analyse verschiedener Waldszenarien und Bestandestypen sollte vertieft werden. 

Die Herleitung von idealen Beständen mittels Simulationen generiert wichtige 

Anhaltspunkte für praktische waldbauliche Fragen. Die Wirksamkeit der NaiS- 

Empfehlungen (Frehner et al., 2005) könnte geprüft und gegenüber den realen 

Beständen quantifiziert werden. 

� Die Wirkung von Steinschlag ist als bedeutender Faktor in Waldentwicklungsmodelle 

einzubeziehen. Somit macht die Koppelung von Entwicklungs- und Prozessmodellen für 

einen integralen prospektiven Ansatz von Schutzwaldbeständen, wie von Wehrli et al. (in 

Begutachtung) gewählt, durchaus Sinn. 

103

104 

TEIL D: SYNTHESE UND AUSBLICK

9 LITERATURVERZEICHNIS 

9.1 Zitierte Literatur 

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105

TEIL E: LITERATURVERZEICHNIS UND ANHANG 

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106


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109


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9.2 Ergänzende Literatur 

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1998: Methoden zur Analyse und Bewertung von Naturgefahren. Eine risikoorientierte 

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Wasser B., Frehner M., 1996: Minimale Pflegemassnahmen für Wälder mit Schutzfunktionen. 

Wegleitung. Bundesamt für Umwelt, Wald und Landschaft (BUWAL), Bern. 

110

10 ANHANG 

Anhang Kapitel 1 

A1.1 Aktuelles Steinschlagereignis Autobahn A2.................................................................112 

A1.2 Schematischer Arbeitsablauf........................................................................................113 


A2.1 Berechnungsformeln der Steinschlagmechanik...........................................................114 

A2.2 Waldbauliche Grundlagen............................................................................................115 


A4.1 Aufnahmeprotokoll Testkreise......................................................................................117 

A4.2 Aufnahmeprotokoll Geomorphologie............................................................................119 

A4.3 Hilfsmittel Feldkartierungen..........................................................................................120 

A4.4 Datenaufbereitung........................................................................................................124 


A5.1 Eingangsdaten Modellierung........................................................................................126 

A5.2 Simulationseinstellungen..............................................................................................129 


A7.1 Resultate Evaluationszonen.........................................................................................131 

111



A1.1 Aktuelles Steinschlagereignis Autobahn A2 

112 

Abbildung 10-1: Blockschlagereignis 22.03.2005: Steinschlaggefahr nahe des Stotzigwaldes (20 Minuten, 2005.)

10 ANHANG 

A1.2 Schematischer Arbeitsablauf 

Abbildung 10-2: Schematischer Arbeitsablauf 

113



A2.1 Berechnungsformeln der Sturzmechanik 

Fallen 

Geschwindigkeit und kinetische Energie während des Fallvorganges können unter 

Vernachlässigung des Luftwiderstandes wie folgt berechnet werden (Gerber, 1994): 

Springen 

g: Erdbeschleunigung (m/s 2 ) 

h: Fallhöhe (m) 

m: Sturzmasse (kg) 

Fallgeschwindigkeit (1) 

Kinetische Energie (2) 

Die Flugbahn eines Körpers zwischen zwei Stössen kann näherungsweise durch die 

Bahngleichungen des schiefen Wurfs beschrieben werden und unter Vernachlässigung des 

Luftwiderstandes wie folgt berechnet werden (Gerber, 1995): 

114 

V0: Absprunggeschwindigkeit (m/s) 

β: Absprungwinkel (°) 

x: Horizontaldistanz 

y: Vertikaldistanz (m) 

α: Hangneigung (°) 

P1: Absprungpunkt 

P2: Landepunkt 

Parabelgleichung (3) 

Längenprofil (4) 

Sprungweite (5) 

Geschwindigkeiten (6)

Rollen 

10 ANHANG 

Annahme: Sturzkörper = Kugel 

m: Masse (kg) 

v: Geschwindigkeit (m/s) 

Θ: Trägheitsmoment 

aω: Winkelgeschwindigkeit 

Kinetische Energie (7) 

Trägheitsmoment (8) 

r: Radius der Kugel (m) Winkelgeschwindigkeit (9) 

dg: Erdbeschleunigung (m/s 2 ) 

dzA: Höhendifferenz A - B (m) 

sµ: Rollreibungskoeffizient 

SA: Schrägdistanz A → B (m) 

Abbildung 10-3: Rollende Kugel (Kienholz, 2002) 

Geschwindigkeit (10) 

115


A2.2 Waldbauliche Grundlagen 

116 

Tabelle 10-1: Anforderungsprofil des Waldes bezüglich Steinschlag (nach: Fachstelle für Gebirgswaldpflege, 2003)


12 ANHANG 

A4.1 Aufnahmeprotokoll Testkreise 

Abbildung 10-4: Aufnahmeprotokoll Testkreise 1. Seite 

117

118 


Abbildung 10-5: Aufnahmeprotokoll Testkreise 2. Seite

12 ANHANG 

A4.2 Aufnahmeprotokoll Geomorphologie 

Abbildung 10-6: Aufnahmeprotokoll Geomorphologie 

119


A4.3 Hilfsmittel Feldaufnahmen 

HILFSBLATT 3: AUFNAHME BAUMSCHÄDEN 

A. Identifikation Steinschlagschäden: 

Steinschlagbedingte Defekte und Art der Treffer 

Steinschlagbedingte Defekte Art der Treffer 

Beschädigung der Rinde 

Beschädigung der Rinde und Holz 

Radialriss von Steinschlagwunde ausgehend 

Baum entwurzelt 

Baum gebrochen 

Streifschuss 

Volltreffer 

Tabelle 10-2: Steinschlagbedingte Defekte und Art der Treffer (nach: Baumgartner, 2002) 

Beschädigung der Rinde: Beschreibt Schäden, bei denen wohl die Quetschung bzw. der Verlust 

von Rinde, hingegen keine Beschädigung des Holzes sichtbar ist; das heisst auch solche, die 

aufgrund von starkem Harzfluss, Harzknollen, Überwallung oder anderen Symptomen keinen 

Einblick in ihr Inneres gewähren. Zudem können damit auch sehr frisch abgesprengte 

Borkenplatten erhoben werden. Da ohne Verletzung des Kambiums der Baum hier nicht wirklich 

Schaden nimmt, wird er keine Symptome zeigen und mit der Witterung seine sichtbaren 

Steinschlagspuren verlieren. 

Beschädigung von Rinde und Holz: Bezeichnet Schäden, bei denen neben der Rinde auch das 

Holz sichtbar in Mitleidenschaft gezogen wurde (Stauchung oder Absplittern von Holzfasern). 

Radialriss von Steinschlagwunde ausgehend: Von einem Radialriss wird dann gesprochen, wenn 

der Holzkörper in Faserrichtung und bezüglich Querschnittsfläche in Richtung der Holzstrahlen 

radial getrennt ist. Steinschlagbedingte Radialrisse sind neben der Stauchung bzw. Absplitterung 

eine weitere Form der Absorption kinetischer Energie eines einschlagenden Steines durch die 

Holzfasern und gehen daher von der Wunde aus. 

Baum gefällt: Ein Baum ist als gefällt zu beurteilen, wenn er durch die Aufprallenergie des 

Blockes, auf Höhe der Wurzel entweder gebrochen oder mitsamt derselben ausgerissen wurde. 

In diesem Spezialfall ist auch noch das Azimut der Fallrichtung des Baumes zu bestimmen. 

Baum gebrochen: Ein Baum wird als gebrochen bezeichnet, wenn der Stamm durch den Aufprall 

des Blockes in zwei Stücke geteilt wurde und dabei die Wurzel und der Stammanlauf im Boden 

verankert bleiben. Es wird jedoch nicht zwischen Stamm- und Schaftbruch unterschieden. Die 

Höhe des Schadens kann auf dem Aufnahmeblatt 3 unter Höhen des Schadenmittelpunktes 

angegeben werden. 

Streifschuss: Beschreibt Schäden, bei denen der Baum nicht zentral an der hangseitigen 

Stammhälfte, sondern an der talseitigen oder im Übergangsbereich zur hangseitigen 

Stammhälfte getroffen wird. 

Volltreffer: Sind Schäden die sich auf der hangseitigen Stammhälfte bezüglich Stammquerschnitt 

in einer Radialrichtung, welche nur unwesentlich von der Exposition des Hanges abweicht, 

befinden. 

120

12 ANHANG 

Anmerkung zu den Trefferarten: Da der rein geometrische Ansatz in der Praxis oft zu kurz greift 

muss zusätzlich noch eine Unterscheidung nach rein visuellen Kriterien vorgenommen werden. 

So deutet ein scharf geschnittener Wundrand bergseitig und ausgefranste Rindenteile und 

allenfalls Holzfasern am talseitigen Rand auf einen Streifschuss hin. Zusätzlich zeigt Holz mit nur 

leichter Beschädigung bei einem Streifschuss oft Schurfspuren mit einseitig aus dem Verband 

gerissenen Holzfasern, wohingegen Volltreffer durch mehr oder weniger symmetrisch 

gequetschte Rindenteile und allenfalls gestauchte bzw. durchtrennte Holzfasern gekennzeichnet 

sind. 

Relationen: Die Aufnahmen der Steinschlagwunden haben eher deskriptiven Charakter zur 

qualitativen Auswertung und Ausscheidung von Zonen mit verschiedenen Grössenordnungen. 

Die Genauigkeiten der Aufnahme liegen daher aus Zeitgründen unter den Vorgaben 

Baumgartners (nach: Baumgartner, 2002). 

B: Aufnahme Baumschäden 

1. Anzahl Schäden: Ist die Summe aller an einem Baum beobachteten Steinschlagwunden 

(n absolut). 

2. Höhe max.: Der Schadensmittelpunkt gilt als Referenzpunkt. Gemessen wird die 

maximal festgestellte Höhe eines Treffers (m). 

3. Höhe mean.: Die mittlere Höhe der Schadensmittelpunkte und damit die mittlere 

Trefferhöhe werden mittels Handmessungen geschätzt (m). 

4. Grösse: Die durchschnittliche Schadensgrösse (m) wird geschätzt. 

5. Foto Nr.: Falls eine spezielle Dokumentation mittels Foto geschieht, wird dies 

durch Aufführen der Foto Nr. entsprechend der Tabelle 

Fotoaufnahmen erwähnt. 

6. Kennwerte Schäden: Die aufgenommenen Baumschäden werden zur weiteren Auswertung, 

Interpolation und Ausscheidung von verschiedenen Zonen durch 

Kennwerte ausgedrückt. 

121


HILFSBLATT 4: AUFNAHME PROBKREISE 

1. Allgemein: Der Probekreis besteht entsprechend dem inneren Probekreis des LFI 

(Stierlin, 1994) aus einem Kreis von 2 Aren horizontaler Fläche. Der Radius 

im ebenen Gelände beträgt 7.98m, die Radien werden im geneigten 

Gelände so angepasst, dass die Horizontalprojektion der Aufnahmefläche 

konstant ist (> Korrekturtabelle Probekreisradien). 

Abbildung 10-7: Schematische Darstellung Probekreise (nach: Stierlin, 1994) 

2. Material: - Neigungsmesser 

3. Aufnahme BHD: 

- Messband (> 10m) 

- Holzpfosten (Min. 1*gross, 4+klein) 

- Hand GPS 

- Markierungsspray 

- Kluppe 

Die Aufnahme des BHD`s geschieht gemäss den methodischen Richtlinien des LFI 

(Stierlin, 1994). Der Brusthöhendurchmesser (BHD) bezeichnet den Stammdurchmesser eines 

Einzelbaumes in Brusthöhe (bergseitig 1.3 m Höhe über dem Boden) und wird mit einer Kluppe 

auf aufgerundete cm genau gemessen. Bei der Erhebung sind folgende Punkte zu beachten 

(Baumgartner, 2002): 

- Die Kluppe ist immer rechtwinklig zur Stammachse anzulegen, damit bei schräg stehenden 

Stämmen keine Überbewertung erfolgt. 

- Um nicht kreisförmigen Querschnitten gerecht zu werden, sind jeweils zwei Messungen 

rechtwinklig zueinander (Kluppe hangparallel bzw. in Expositionsrichtung) zu mitteln. 

- Falls die Messstelle auf 1.3 m Höhe durch Ast, Beule oder Überwallung behindert ist, wird 

gleich ober- und unterhalb gemessen und gemittelt. 

122

12 ANHANG 

Abbildung 10-8: Anleitung zur BHD-Aufnahme nach LFI (Stierlin, 1994). 

Tabelle 10-3: BHD-Kennwerte: Auflistung und Herleitung (Masse in m) 

min Kleinster gemessener Wert 

mean Mean x=1/n*(Σxi) 

max Grösster gemessener Wert 

25%-Quantil Mittelwert mean=((100-q)*x+q*xk+1)/100 

75%-Quantil Mittelwert mean=((100-q)*x+q*xk+1)/100 

Tabelle 10-4: Korrekturtabelle Testkreisradien: Anpassung des Radius aufgrund von Geländeneigung 

Neigung ° Neigung % Radius 2 A Radius 5 A 

0–10 3 7,98 12,62 

15 9 8,02 12,69 

20 11 8,06 12,74 

25 14 8,10 12,81 

30 17 8,15 12,89 

35 19 8,21 12,99 

40 22 8,28 13,09 

45 24 8,36 13,21 

50 27 8,44 13,34 

55 29 8,52 13,48 

60 31 8,62 13,62 

65 33 8,71 13,78 

70 35 8,82 13,94 

75 37 8,92 14,10 

80 39 9,03 14,28 

85 40 9,14 14,45 

90 42 9,25 14,63 

95 44 9,37 14,82 

100 45 9,49 15,00 

105 46 9,61 15,19 

110 48 9,73 15,38 

115 49 9,85 15,57 

120 50 9,97 15,77 

125 51 10,09 15,96 

130 52 10,22 16,16 

135 53 10,34 16,35 

140 54 10,47 16,55 

145 55 10,59 16,74 

150 56 10,71 16,94 

123

A4.4 Datenaufbereitung 

124 


Abbildung 10-9: Schematischer Arbeitsablauf: Verwendete Datenformate, Aufbereitungs- und Konvertierungsvorgänge

12 ANHANG 

Tabelle 10-5: Datentransformation: Arbeitsschritte und verwendete Software 

Arbeitsvorgang Benutztes Softwaretool Bemerkung 

Scannen der Papiervorlage HP DeskScan II 

Georeferenzierung GeoreferencingTool Genügend Punkte und Residuenkontrolle 

Digitalisierung der Kartierung EditTool, ArcCatalog New shapefile, Editing, TraceTool, Snapping 

Zuweisung von Attributdaten EditTool Attribute Table > Add field (integer/float) > Wert 

Rasterisierung SpatialAnalyst: Convert Extent > Cell Size > Features to Raster > make permanent 

Datenlücken füllen SpatialAnalyst: RasterCalculator con(isnull([gridX]),0,([gridX])) > make permanent 

Raster aufaddieren SpatialAnalyst: RasterCalculator [gridX] + [gridY] > make permanent 

Raster zuschneiden SpatialAnalyst Set Analysis Mask 

Nullwerte entfernen SpatialAnalyst: RasterCalculator setnull(([gridX] == 0),[gridX]) > make permanent 

In ASCII konvertieren ArcToolbox Export from Raster > Grid to ASCII > (float/integer) 

In Textfile konvertieren WordPad / Editor Header enfernen, save as .txt 

Textfiles zu ASCII WordPad / Editor Header hinzufügen 

ASCII zu Raster ArcToolbox Import to Raster > ASCII to Grid (float/integer) 

Raster zuschneiden SpatialAnalyst: RasterCalculator Options: Set Analysis Mask, Snap Extent (gridX)*1 

Nullwerte entfernen SpatialAnalyst: RasterCalculator con(isnull([gridX]),0,([gridX])) > make permanent 

Tabelle 10-6: Evaluationszone 3: Simulationseinstellungen und untersuchte Parameter 

Gebiet DT SW TG 

Simulationen 81/84 41/51 65/75 

Steinradius (m) 0.1 0.2 0.4 

Diagramm Anzahl Trajektorien DT_E3: Trajekt SW_E3: Trajekt TG_E3: Trajekt 

Diagramm Maximale Energien DT_E3: Emax SW_E3: Emax TG_E3: Emax 

Diagramm Mittlere Geschwindigkeiten DT_E3: Vmean SW_E3: Vmean TG_E3: Vmean 

Diagramm Mittlere Sprunghöhen DT_E3: Hmean SW_E3: Hmean TG_E3: Hmean 

125



A5.1 Eingangsdaten Modellierung 

Radiusverteilung ROCKYFOR 

Abbildung 10-10: Verteilungskurve des Steinradius: ROCKYFOR wählt den tatsächlich verwendeten Radius aus einer annähernd 

normalverteilten Kurve mit Mittelpunkt des Wertes aus den Initialsettings 

Umsetzung der Eingangsdaten 

126 

Tabelle 10-7: Einbezug von Strauchvegetation: Kartierungsansatz als Rauhigkeitsfaktor 

Höhe (m) Kategorie 1 2 3 

< 0.5 A 

0.5 - 1 B 

1 - 2 C 

TG SP1* 

Dichte 

TG SP2/SP5* TG SP3* 

1= lichte Strauchvegetation: Erlen, Jungbäume mit BHD

12 ANHANG 

Tabelle 10-9: Hindernisfaktoren: Einbezug und Gewichtung in das Werteraster der Oberflächenrauhigkeit 

Bezeichnung Digitalisierung Kategorie Rgmean (m) 

Baumstrunk Punkteshapefile pt 4 0.3 

Fallholz Polygonshapefile pol 4 0.3 

Dickicht Polygonshapefile pol 3 0.2 

Sträucher Polygonshapefile pol 2 0.1 

Bäume liegend Linienshapefile li 2 0.1 

Tännchen Punkteshapefile pt 1 0.05 

Matrix Polygonshapefile pol - 0.1 

Tabelle 10-10: Oberflächenkategorien: Verwendete Rn-Werte für die von Perret (2005) kartierten Flächen 

Bezeichnung Klasse Rn-Wert 

Erika 1 0.28 

Gras/Moos 2 0.30 

Schutt 3 0.32 

Tabelle 10-11: Dämfpungseigenschaften : Aufnahmeklassen, Codes und verwendete Werte für die im Feld bestimmten Polygone 

Aufnahme Code Wert Aufnahme Code Wert 

1A 11 0.55 3C 33 0.33 

1B 12 0.51 3D 34 0.32 

1C 13 0.48 4A 41 0.35 

1D 14 0.45 4B 42 0.33 

2A 21 0.38 4C 43 0.32 

2B 22 0.36 4D 4 0.3 

2C 23 0.34 5A 51 0.3 

2D 24 0.32 5B 52 0.28 

3A 31 0.35 5C 53 0.27 

3B 32 0.34 5D 54 0.25 

127


Übersicht der verwendeten Eingangsdaten 

Tabelle 10-12: Modelleingangsdaten: Quellen und Erhebungsmethoden (nach: Stoffel et al., eingereicht) 

Parameter Vorhandene Daten Erhebungsmethode Quelle Eingangsdaten 

Bestandes- 

struktur 

Oberflächen- 

rauhigkeit 

Dämpfung 

DHM 

Steineigen- 

schaften 

Validierungs- 

daten 

128 

• Baumartenzusammensetzung 

• Durchmesserverteilung 

Inventur an 

Stichprobenpunkten 

Inventur an 

Stichprobenpunkten 

Perret et al., 2004; 

Wehrli et al., in Revis.; 

Stoffel et al., 2005a, b 

Feldaufnahmen; 


Wehrli et al., ein.; 

Schneuwly, 2003 

• Baumdichte Kartierung aus Luftbildanalyse Feldaufnahmen; 

Perret et al., 2004 

• Korngrösse des 

Oberflächen- 

materials 

• Vegetations- 

bedeckung 

• Dämpfungs- 

eigenschaften 

• Laserscan Daten 

• Luftbilder (SW & 

TG) 

• Steingrösse 

• Steinschlag- 

bedingte 

Baumschäden 

• Mittlere und 

maximale 

Schadenshöhen 

Einteilung in 5 Klassen 

(< 0.2 m, 0.2-0.5 m, 0.5-1 m, 1- 

2 m, > 2 m) 

Schätzung der Proportionen 

von Gebüsch und Stauden 

Einteilung in 6 Klassen 

(bedrock, scree/talus, stony 

soil, dry forest soil, fine humid 

soil) 

Interpolation in 

Rasterinformationen mit Spatial 

Analyst (ESRI 2005) 

Erstellen von Höhenkurven aus 

Orthofotos und 

Übersichtsplänen, Interpolation 

zu Rasterinformationen mit 

Spatial Analyst (ESRI 2005); 

Stereoauswertung zur 

Bestimmung von 

Oberflächenpunkten und 

Bruchkanten mit ERDAS 

Stereo Analyst (Leica, 2005) 

Bestimmung der Steingrössen 

aus rezentem 

Steinschlagmaterial, Beschrieb 

von Akkumulationen 

Zählung der 

Steinschlagwunden auf 

Testkreisen 

Bestimmung von H max und H 

mean 

Feldaufnahmen 

Feldaufnahmen 

Bestandeskarten 

Rasterkarte Rt 

Feldaufnahmen Rasterkarte Rn 

DTM-AV © 2004 

Swisstopo 

(DV033531) 

DHM © 2004 WSL, P. 

Thee (site SW) 

DHM © 2005 GIUB, R. 

Kühne (site TG) 

DHM 

Feldaufnahmen Steingrösse 


Perret et al., 2004 



Schneuwly, 2003; 

Stoffel et al., 2005a, b 

Rasterkarte 

Validierungs- 

daten

A5.2 Simulationseinstellungen 

12 ANHANG 

Tabelle 10-13: Bezeichnungen: Verwendete Begriffe in den Simulationslisten 

Nr. Nummer der Simulation zur Identifikation 

dem Bezeichnung des verwendeten DEM 

start Bezeichnung des verwendeten Startzellenrasters 

rg Bezeichnung des verwendeten Rasters der Oberflächenrauhigkeit 

rn Bezeichnung des verwendeten Rasters der Dämpfung 

trees Bezeichnung des verwendeten Rasters der Baumzahlen 

res Bezeichnung der verwendeten Rasterauflösung 

ini_settings Bezeichnung der verwendeten Initialeinstellungen 

version Bezeichnung der verwendeten Modellversion 

Tabelle 10-14: Simulationen Diemtigtal: Verwendete Raster und Einstellungen 

Nr. dem start rg rn trees res ini_settings version 

80 dem100krigrf2 start2 rgmeantotdef rnV1 treeno100, dbhmax/min_m 1m 1500/1/0.05/2800/3/0.1/-1/30/1/73/83 rockyfor9 






Tabelle 10-15: Simulationen Stotzigwald: Verwendete Raster und Einstellungen 


40 demklein startdef rgmeanveg rn nrtrees2; dbhmax/min_m 5m 1200/5/0.1/2800/8/0.1/-1/5/1/78/88 rockyfor9 









49 demklein startdef rgmeanveg rn nrtrees2; dbhmax/min_m 5m 100/5/1/2800/5/0.1/-1/5/1/78/88 rockyfor9 










59 demklein startdef rgmeanveg rn nrtrees2; dbhmax/min_m 5m 100/5/1/2800/5/0.1/-1/5/0/78/88 rockyfor9 

129


Tabelle 10-16: Simulationen Täschgufer: Verwendete Raster und Einstellungen 


62 t5demfillexdef t5start2 t5rgmeanveg t5rn t5nrtrees;dbhmax/min_m 5m 1200/5/0.1/2800/6/0.1/-1/5/1/251/520 rockyfor9 









71 t5demfillexdef t5start2 t5rgmeanveg t5rn t5nrtrees;dbhmax/min_m 5m 400/5/1/2800/3/0.1/-1/5/1/251/520 rockyfor9 










81 t5demfillexdef t5start2 t5rgmeanveg t5rn t5nrtrees;dbhmax/min_m 5m 400/5/1/2800/3/0.1/-1/5/0/251/520 rockyfor9 

130 

Tabelle 10-17: Outputdaten ROCKYFOR : Verwendete Resultate mit Bezeichnung (Beispiel DT, Simulation 85) Verrechnungsart 

Outputdatei Parameter Filename Verrechnung Kombiniertes Raster 

freq Anzahl Steindurchgänge d85freq Summe rf_freq_sum 

emax Maximale Energien (kJ) d85emax Maximum rf_emax_max 

vmean Mittlere Geschwindigkeit (m/s) d85vmean Mittel rf_vmean_mean 

hmean Mittlere vertikale Sprunghöhe (m) d85hvert Mittel rf_hvert_mean 

hits Anzahl Baumtreffer d85hits Summe rf_hits_sum 

runout Anzahl Ablagerungen d85runout Summe rf_runout_sum


12 ANHANG 

A7.1 Resultate Evaluationszonen 


Tabelle 10-18: Evaluationszone 1: Trajektorienwerte aller Gebiete der Szenarien „mit Wald“ und „ohne Wald“ 

Diemtigtal Simulationen D80/83 D81/84 D82/85 

Radius (m) 0.05 0.1 0.15 

Nr Steine 1500 2000 1500 


Tot gestartet 18000 24000 18000 

mit Wald Durchgänge 128 1257 2345 

% von Total 0.7111 5.2375 13.0278 

ohne Wald Durchgänge 1085 4345 5835 

% von Total 6.0278 18.1042 32.4167 

Diff ohne - mit Trajektorien 957 3088 3490 

Diff ohne - mit % 5.3167 12.8667 19.3889 

Ratio ohne/mit 8.4766 3.4566 2.4883 

Stotzigwald Simulationen S40/50 S41/51 S42/52 S43/53 S44/54 S45/55 S46/56 S47/57 S48/58 S49/59 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


Startzellen 331 331 331 331 331 331 331 331 331 331 

Tot gestartet 397200 496500 397200 331000 198600 165500 66200 66200 33100 33100 


% von Total 1.5498 2.9728 5.2417 5.6764 6.6772 7.8508 8.3550 8.7900 8.6647 8.7100 


% von Total 3.8623 6.8185 8.7860 9.4807 15.7694 9.8864 9.8656 9.8610 9.9003 9.8640 


Diff ohne - mit % 2.3124 3.8457 3.5443 3.8042 9.0921 2.0356 1.5106 1.0710 1.2356 1.1541 

Ratio ohne/mit 2.4920 2.2936 1.6762 1.6702 2.3617 1.2593 1.1808 1.1218 1.1426 1.1325 

Täsch Simulationen T62/72 T63/73 T64/74 T65/75 T66/76 T67/77 T68/78 T69/79 T70/80 T71/81 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 


Startzellen 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 7692 

Tot gestartet 9230400 11538000 9230400 8461200 7692000 6153600 5384400 4615200 3846000 3076800 


% von Total 0 0 0 0.0009 0.0016 0.0033 0.0063 0.0105 0.0347 0.0575 


% von Total 0 0.0000 0.0004 0.0040 0.0109 0.0182 0.0257 0.0429 0.0762 0.1070 


Diff ohne - mit % 0 0.0000 0.0004 0.0031 0.0092 0.0149 0.0194 0.0324 0.0416 0.0496 

Ratio ohne/mit 0 0.0000 0.0000 4.4800 6.6800 5.5222 4.0826 4.0741 2.1995 1.8626 

131


132 


Tabelle 10-19: DT, Evaluationszone 2: Trajektorienwerte pro Analyselinie der Szenarien „mit“ und „ohne“ Wald 

Diemtigtal 

Simulationen D80/83 D81/84 D82/85 

Radius (m) 1500 2000 1500 

Anzahl Steine 0.05 0.1 0.15 


Tot gestartet 18000 24000 18000 

Mit Wald HK1 1255 Durchgänge total 15597 42887 35495 

Anzahl Zellen 132 132 132 

% von Tot gestartet 86.6500 178.6958 197.1944 

Durchgänge / Zelle 118.1591 324.9015 268.9015 

Zelle % von Tot gest 0.6564 1.3538 1.4939 

HK2 1240 Durchgänge total 6190 25412 24662 





% von oberer Linie 42.2476 63.0762 73.9628 













Ohne Wald HK1 1255 Durchgänge total 21817 48596 42449 























Auswertung HK 1 Diff % ohne-mit 34.5556 23.7875 38.6333 

Ratio ohne/mit 1.3988 1.1331 1.1959 

Diff Durchgang/Zelle 47.1212 43.2500 52.6818 

HK 2 Diff % ohne-mit 42.9667 50.2458 77.7389 

Ratio ohne/mit 2.2494 1.4745 1.5674 



Ratio ohne/mit 4.4127 2.2717 1.9283 



Ratio ohne/mit 7.7182 3.3494 2.3232 


Zonenwirksamkeit Zone 1-2 Diff % Wirksamkeit 25.6917 19.0056 22.9744 

Zone 2-3 Diff % Wirksamkeit 28.8806 25.5266 15.8795 

Zone 3-4 Diff % Wirksamkeit 31.3071 29.2248 16.7537

Stotzigwald 

12 ANHANG 

Tabelle 10-20: SW, Evaluationszone 2: Trajektorienwerte pro Analyselinie der Szenarien „mit“ und „ohne“ Wald 

Simulationen S40/50 S41/51 S42/52 S43/53 S44/54 S45/55 S46/56 S47/57 S48/58 S49/59 

Radius (m) 0.10 0.20 0.30 0.40 0.50 0.60 0.70 0.80 0.90 1.00 

Anzahl Steine 1200.00 1500.00 1200.00 1000.00 600.00 500.00 200.00 200.00 100.00 100.00 

Startzellen 331.00 331.00 331.00 331.00 331.00 331.00 331.00 331.00 331.00 331.00 

Tot gestartet 397200.00 496500.00 397200.00 331000.00 198600.00 165500.00 66200.00 66200.00 33100.00 33100.00 

Mit Wald HK1 900 Durchgänge total 164340.00 214643.00 174092.00 163387.00 110556.00 93126.00 37914.00 38590.00 19219.00 19322.00 

Anzahl Zellen 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 

% von Tot gestartet 41.37 43.23 43.83 49.36 55.67 56.27 57.27 58.29 58.06 58.37 

Durchgänge / Zelle 699.32 913.37 740.82 695.26 470.45 396.28 161.34 164.21 81.78 82.22 

Zelle % von Tot gest 0.18 0.18 0.19 0.21 0.24 0.24 0.24 0.25 0.25 0.25 

HK2 800 Durchgänge total 45688.00 105644.00 106625.00 97620.00 70010.00 63838.00 27433.00 28145.00 14200.00 14128.00 

Anzahl Zellen 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 





Anzahl Zellen 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 




Ohne Wald HK1 900 Durchgänge total 173142.00 231730.00 195688.00 183807.00 117218.00 99545.00 39735.00 39859.00 20074.00 20062.00 

Anzahl Zellen 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 





Anzahl Zellen 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 235.00 





Anzahl Zellen 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 253.00 




Auswertung HK 1 Diff % ohne-mit 2.22 3.44 5.44 6.17 3.35 3.88 2.75 1.92 2.58 2.24 

Ratio ohne/mit 1.05 1.08 1.12 1.12 1.06 1.07 1.05 1.03 1.04 1.04 

Diff Durchgang/Zelle 37.46 72.71 91.90 86.89 28.35 27.31 7.75 5.40 3.64 3.15 

HK 2 Diff % ohne-mit 8.34 8.63 10.39 13.13 9.67 8.42 5.42 4.86 4.36 4.47 

Ratio ohne/mit 1.73 1.41 1.39 1.45 1.27 1.22 1.13 1.11 1.10 1.10 



Ratio ohne/mit 2.54 2.20 1.77 1.71 1.44 1.31 1.19 1.13 1.17 1.14 


Zonenwirk. Z 1-2 Wirksamkeit % 72.20 50.78 38.75 40.25 36.67 31.45 27.64 27.07 26.11 26.88 

Z 2-3 Wirksamkeit% 46.73 45.96 31.18 27.88 26.03 22.67 20.75 19.37 22.18 20.45 

Z 1-2 Wirksamkeit % 54.48 35.92 24.43 23.24 23.89 21.87 21.92 21.32 22.07 22.21 

Z 2-3 Wirksamkeit% 21.54 15.31 11.97 14.65 16.48 16.60 16.79 18.16 17.29 17.98 

Z 1-2 Differenz % 17.72 14.86 14.33 17.01 12.78 9.58 5.72 5.74 4.04 4.67 

Z 2-3 Differenz % 25.19 30.65 19.20 13.23 9.55 6.06 3.96 1.21 4.89 2.47 

133


Tabelle 10-21: TG, Evaluationszone 2: Trajektorienwerte pro Analyselinie der Szenarien „mit“ und „ohne“ Wald 

Täsch 

Simulationen T62/72 T63/73 T64/74 T65/75 T66/76 T67/77 T68/78 T69/79 T70/80 T71/81 

Radius (m) 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.0 

Anzahl Steine 1200.0 1500.0 1200.0 1100.0 1000.0 800.0 700.0 600.0 500.0 400.0 

Startzellen 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 7692.0 

Tot gestartet 9230400.0 11538000.0 9230400.0 8461200.0 7692000.0 6153600.0 5384400.0 4615200.0 3846000.0 3076800.0 

Mit HK1 Durchgänge total 640.0 914.0 764.0 772.0 580.0 520.0 396.0 382.0 316.0 282.0 

Anzahl Zellen 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 



HK2 Durchgänge total 77080.0 118496.0 98285.0 90395.0 81849.0 64552.0 56579.0 48423.0 73754.0 71742.0 

Anzahl Zellen 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 




Anzahl Zellen 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 




Anzahl Zellen 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 




Anzahl Zellen 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 




Anzahl Zellen 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 



Ohne HK1 Durchgänge total 568.0 984.0 774.0 736.0 600.0 624.0 424.0 400.0 376.0 284.0 

Anzahl Zellen 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 522.0 




Anzahl Zellen 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 974.0 




Anzahl Zellen 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 942.0 




Anzahl Zellen 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 966.0 




Anzahl Zellen 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 918.0 




Anzahl Zellen 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 895.0 



Res. HK 1 Diff % ohne-mit 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 0.0 

Ratio ohne/mit 0.9 1.1 1.0 1.0 1.0 1.2 1.1 1.0 1.2 1.0 


Ratio ohne/mit 1.0 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.1 1.5 1.1 1.1 


Ratio ohne/mit 1.0 1.1 1.1 1.1 1.1 1.1 1.1 1.3 1.1 1.1 

HK 4 Diff % ohne-mit -65.8 0.1 0.3 0.2 0.3 0.3 0.3 0.6 0.5 0.6 

Ratio ohne/mit 1.5 1.3 1.4 1.2 1.2 1.2 1.2 1.5 1.2 1.2 


Ratio ohne/mit 6.5 3.3 1.4 1.6 1.6 1.5 1.9 1.5 1.5 


Ratio ohne/mit 1.3 1.3 1.2 1.5 2.1 5.6 4.9 

ZW Z 1-2 Wirksamkeit % -6354.7 -6848.1 -6794.5 -6175.4 -7463.0 -6553.0 -7557.2 -6693.6 -12408.6 -13534.4 

Z 2-3 Wirksamkeit% -122.6 -104.5 -96.3 -99.1 -98.9 -103.8 -103.0 -101.8 -60.0 -47.6 

Z 3-4 Wirksamkeit % 91.8 78.5 69.9 44.6 39.7 37.3 35.2 34.0 27.0 22.6 

Z 4-5 Wirksamkeit% 100.0 100.0 99.6 96.7 93.4 89.3 83.8 77.9 70.1 66.2 

Z 5-6 Wirksamkeit % 100.0 100.0 98.9 97.2 96.4 97.2 97.7 96.7 95.3 

Z 1-2 Wirksamkeit % -7489.1 -7383.3 -7886.5 -7543.4 -8309.6 -6408.9 -8002.7 -9455.4 -11388.9 -14740.9 

Z 2-3 Wirksamkeit% -111.7 -92.6 -87.2 -90.5 -92.4 -93.3 -99.9 -80.4 -61.4 -49.5 

Z 3-4 Wirksamkeit % 87.4 74.0 61.6 41.8 34.7 32.4 30.7 26.9 20.2 15.6 

Z 4-5 Wirksamkeit% 100.0 99.9 99.1 96.0 91.2 86.0 79.2 71.2 62.5 58.3 

Z 5-6 Wirksamkeit % 100.0 100.0 99.0 97.7 97.1 97.3 97.5 87.6 84.6 

Z 1-2 Differenz % 1134.5 535.2 1092.0 1368.0 846.6 -144.2 445.5 2761.8 -1019.7 1206.5 

Z 2-3 Differenz % -10.9 -12.0 -9.2 -8.6 -6.5 -10.5 -3.0 -21.4 1.5 1.9 

Z 3-4 Differenz % 4.4 4.5 8.3 2.8 5.0 4.9 4.4 7.2 6.8 7.0 

Z 4-5 Differenz % 0.0 0.1 0.5 0.7 2.2 3.3 4.6 6.7 7.6 7.9 

Z 5-6 Differenz % 0.0 0.0 -0.1 -0.5 -0.8 -0.1 0.2 9.1 10.7 

134


Emax (kJ) 

Vmean (m/s) 

40 

35 

30 

25 

20 

15 

10 

5 

0 

12 ANHANG 

Evaluationszone DT_E3 HK 2.5m: Maximale Energien mit/ohne Wald 

Emax mit 

Emax ohne 

Verhältnis Emax o/m 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 

Nr. Analyselinie 

Abbildung 10-11: DT, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der maximalen Energien „ohne“ / „mit“ 

14 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

Evaluationszone DT_E3: Mittlere Geschwindigkeiten ohne/mit Wald 

Vmean mit Wald Vmean ohne Wald Verhältnis Vmean o/m 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 


Abbildung 10-12: DT, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren Geschwindigkeiten „ohne“ / „mit“ 

Hmean (m) 

3 

2 

2 

1 

1 

0 

Evaluationszone DT_E3: Mittlere Sprunghöhen ohne/mit Wald 

Hmean mit Wald 

Hmean ohne Wald 

Verhältnis Hmean o/m 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 


Abbildung 10-13: DT, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren Sprunghöhen „ohne“ / „mit“ 

4.5 

4 

3.5 

3 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 

1.6 

1.4 

1.2 

1 

0.8 

0.6 

0.4 

0.2 

0 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 




135

136 

Emax (kJ) 

Vmean (m/s) 

600 

500 

400 

300 

200 

100 

0 


Evaluationszone SW_E3: Maximale Energien ohne/mit Wald 

Emax mit Wald 

Emax ohne Wald 


1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 


Abbildung 10-14: SW, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der maximalen Energien „ohne“ / „mit“ 

40 

35 

30 

25 

20 

15 

10 

5 

0 

Evaluationszone SW_E3: Mittlere Engergien ohne/mit Wald 

Vmean mit Wald Vmean ohne Wald Verhältnis Vmean o/m 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 1011121314151617181920212223242526272829 


Abbildung 10-15: SW, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren Geschwindigkeiten „ohne“ / „mit“ 

Hmean (m) 

14 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

Evaluationszone SW_E3: Mittlere Sprunghöhen ohne/mit Wald 




1 2 3 4 5 6 7 8 9 1011121314151617181920212223242526272829 


Abbildung 10-16: SW, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren Sprunghöhen „ohne“ / „mit“ 

3 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 

1.4 

1.2 

1 

0.8 

0.6 

0.4 

0.2 

0 

2 

1.8 

1.6 

1.4 

1.2 

1 

0.8 

0.6 

0.4 

0.2 

0 



Verhältnis o/m

Emax (kJ) 

Vmean (m/s) 

1400 

1200 

1000 

800 

600 

400 

200 

0 

1 

3 

12 ANHANG 

Evaluationszone TG_E3: Maximale Energien ohne/mit Wald 

Emax mit Wald 

Emax ohne Wald 


5 

7 

9 

11 

13 

15 

17 

19 


Abbildung 10-17: TG, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der maximalen Energien „ohne“ / „mit“ 

30 

25 

20 

15 

10 

5 

0 

Evaluationszone TG_E3: Mittlere Geschwindigkeiten ohne/mit Wald 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10111213141516171819202122232425262728293031 


21 

23 

25 

Vmean mit Wald 

27 

Vmean ohne Wald 

Verhältnis Vmean o/m 

Abbildung 10-11: TG, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren Geschwindigkeiten „ohne“ / „mit“ 

Hmean (m) 

5 

4 

4 

3 

3 

2 

2 

1 

1 

0 

Evaluationszone TG_E3: Mittlere Sprunghöhen ohne/mit Wald 

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10111213141516171819202122232425262728293031 





Abbildung 10-12: TG, Evaluationszone 3: Absolute Werte und Verhältnisse der mittleren Sprunghöhen „ohne“ / „mit“ 

29 

31 

5 

4 

3 

2 

1 

0 

14 

12 

10 

8 

6 

4 

2 

0 

4.5 

3.5 

2.5 

1.5 

0.5 

4.5 

4 

3.5 

3 

2.5 

2 

1.5 

1 

0.5 

0 




137

138 

TEIL E: LITERATURVERZEICHNIS UND ANHANG

Steinschlagsimulation in Gebirgswäldern

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