technical report for the tungsten … · technical report for the tungsten resource update of the...

100
TECHNICAL REPORT FOR THE TUNGSTEN RESOURCE UPDATE OF THE JERSEYEMERALD PROPERTY, SALMO, BC Nelson Mining Division, British Columbia Mapsheets: 82F.004, 82F.005, 82F.014, 82F.015 Latitude 49.11°N, Longitude 117.22°E UTM NAD83 Zone 11: 5439500 N, 484000 E For Margaux Resources Ltd. 1600510 5 th Street Calgary, Alberta T2P 3S2 By Gary Giroux, P.Eng, MASc Giroux Consultants Ltd. Perry Grunenberg, P.Geo. Consulting Geologist Vivian Park, P.Geo. Consulting Geologist Report Date: March 15, 2015 Effective Date: February 4, 2015

Upload: tranmien

Post on 03-Oct-2018

217 views

Category:

Documents


0 download

TRANSCRIPT

 

 

 

 

TECHNICAL REPORT FOR THE 

TUNGSTEN RESOURCE UPDATE OF THE 

JERSEY‐EMERALD PROPERTY, SALMO, BC 

 

 

Nelson Mining Division, British Columbia Mapsheets: 82F.004, 82F.005, 82F.014, 82F.015 

Latitude 49.11°N, Longitude 117.22°E UTM NAD83 Zone 11: 5439500 N, 484000 E 

For 

Margaux Resources Ltd. 1600‐510 5th Street Calgary, Alberta 

T2P 3S2  By  

Gary Giroux, P.Eng, MASc Giroux Consultants Ltd. 

 Perry Grunenberg, P.Geo. 

Consulting Geologist  

Vivian Park, P.Geo. Consulting Geologist 

 Report Date: March 15, 2015 

Effective Date:  February 4, 2015 

 

 

TABLE OF CONTENTS 1  Summary .............................................................................................................................................. 5 

1.1  Introduction .................................................................................................................................. 5 1.2  Project Background ....................................................................................................................... 5 1.3  Geology and Mineralization .......................................................................................................... 5 1.4  Mineral Resource Estimates ......................................................................................................... 6 

1.4.1  Tungsten (2015) .................................................................................................................... 6 1.4.2  Molybdenum (2006) ............................................................................................................. 6 1.4.3  Zinc and Lead (2010) ............................................................................................................. 6 1.4.4  Summary ............................................................................................................................... 7 

1.5  Recommendations ........................................................................................................................ 7 2  Introduction and Terms of Reference .................................................................................................. 9 3  Reliance on Other Experts .................................................................................................................. 10 4  Property Description and Location .................................................................................................... 11 

4.1  Description and Location ............................................................................................................ 11 4.2  Claim Status ................................................................................................................................ 11 4.3  Option Agreement ...................................................................................................................... 15 4.4  Environmental Status .................................................................................................................. 15 4.1  Permitting ................................................................................................................................... 16 4.2  Other Factors .............................................................................................................................. 16 

5  Accessibility, Climate, Local Resources, Infrastructure and Physiography ........................................ 17 5.1  Access .......................................................................................................................................... 17 5.2  Physiography and Vegetation ..................................................................................................... 17 5.3  Climate ........................................................................................................................................ 17 5.4  Infrastructure and Local Resources ............................................................................................ 17 

6  History ................................................................................................................................................ 19 6.1  Early Exploration and Development ........................................................................................... 19 6.2  Canadian Exploration Ltd. ........................................................................................................... 19 6.3  Mentor Exploration Ltd. .............................................................................................................. 19 6.4  Nu‐Dawn Resources Inc., LLoyd Addie, and Bob Bourdon ......................................................... 20 6.5  Sultan Minerals Inc. ..................................................................................................................... 20 6.6  Mineral Resource Estimates ....................................................................................................... 20 

6.6.1  Tungsten and Molybdenum (2006) .................................................................................... 20 6.6.2  Tungsten (2009) .................................................................................................................. 21 6.6.3  Zinc and Lead (2010) ........................................................................................................... 21 

7  Geological Setting and Mineralization ............................................................................................... 22 7.1  Regional Geology ........................................................................................................................ 22 7.2  Local and Property Geology ........................................................................................................ 22 7.3  Mineralization ............................................................................................................................. 25 

7.3.1  Lead and Zinc Zones ............................................................................................................ 25 7.3.2  Tungsten Zones ................................................................................................................... 25 7.3.3  Molybdenum Zones ............................................................................................................ 27 7.3.4  Gold Zones .......................................................................................................................... 28 

8  Deposit Types ..................................................................................................................................... 30 8.1  Lead and Zinc Deposits ............................................................................................................... 30 8.2  Tungsten Deposits ....................................................................................................................... 30 

 

ii 

 

8.3  Gold Deposition .......................................................................................................................... 30 8.4  Molybdenum Porphyry ............................................................................................................... 30 

9  Exploration ......................................................................................................................................... 31 10  Drilling ................................................................................................................................................ 32 

10.1  Introduction ................................................................................................................................ 32 10.2  Drilling ......................................................................................................................................... 32 

10.2.1  Units of Measurement ........................................................................................................ 36 10.2.2  Conversions ......................................................................................................................... 36 

10.3  East Emerald Tungsten Zone ....................................................................................................... 36 10.4  Protocols ..................................................................................................................................... 39 

10.4.1  Downhole Survey Methodology ......................................................................................... 39 10.4.2  Collar Survey Methodology ................................................................................................. 40 10.4.3  Drill Core Protocols ............................................................................................................. 40 10.4.4  Data Management .............................................................................................................. 40 

11  Sample Preparation, Analyses and Security ....................................................................................... 42 11.1  Sample Collection........................................................................................................................ 42 

11.1.1  Soil Samples ........................................................................................................................ 42 11.1.2  Rock Samples ...................................................................................................................... 42 11.1.3  Core Samples ....................................................................................................................... 42 

11.2  Preparation and Analyses ........................................................................................................... 42 11.2.1  Quality Assurance Protocols ............................................................................................... 43 

11.3  Security ....................................................................................................................................... 45 11.4  Conclusions ................................................................................................................................. 45 

12  Data Verification................................................................................................................................. 46 12.1  Field Verification ......................................................................................................................... 46 12.2  Assay Results Verification ........................................................................................................... 47 

12.2.1  Quality Assurance Protocols ............................................................................................... 47 12.2.2  Quality Assurance Discussion .............................................................................................. 47 

13  Mineral Processing and Metallurgical Testing ................................................................................... 51 14  Mineral Resource Estimate ................................................................................................................ 52 

14.1  Introduction ................................................................................................................................ 52 14.2  Geologic Interpretation and Topography ................................................................................... 52 14.3  Statistics and Grade Capping ...................................................................................................... 53 14.4  Compositing ................................................................................................................................ 55 14.5  Variography ................................................................................................................................. 55 14.6  Block Model ................................................................................................................................ 56 14.7  Grade Interpolation .................................................................................................................... 56 14.8  Bulk Density ................................................................................................................................ 57 14.9  Classification ............................................................................................................................... 57 14.10  Results ......................................................................................................................................... 58 

14.10.1  Model Verification .............................................................................................................. 60 14.11  Summary of All Mineral Resources ............................................................................................. 60 

14.11.1  Tungsten (2015) .................................................................................................................. 60 14.11.2  Molybdenum (2006) ........................................................................................................... 66 14.11.3  Zinc and Lead (2010) ........................................................................................................... 66 

15  Through 22 are not applicable to this Technical Report .................................................................... 68 

 

iii 

 

23  Adjacent Properties ............................................................................................................................ 69 23.1  HB ................................................................................................................................................ 69 23.2  Molly ........................................................................................................................................... 71 23.3  Summit, Ore Hill, and Bonanza ................................................................................................... 72 

24  Other Relevant Data and Information ............................................................................................... 74 24.1  2007 Wardrop Scoping Study – Tungsten ................................................................................... 74 

24.1.1  Discussion ............................................................................................................................ 75 25  Interpretation and Conclusions .......................................................................................................... 76 26  Recommendations ............................................................................................................................. 78 

26.1  Exploration .................................................................................................................................. 78 26.1.1  Tungsten .............................................................................................................................. 78 26.1.2  Zinc and Lead ...................................................................................................................... 79 

26.2  Data ............................................................................................................................................. 79 26.2.1  Survey Transformation ........................................................................................................ 79 26.2.2  Data Mining ......................................................................................................................... 80 26.2.3  Mine Workings Model ......................................................................................................... 80 

26.3  Preliminary Economic Assessment ............................................................................................. 80 26.4  Total Recommended Project Cost .............................................................................................. 81 

27  References .......................................................................................................................................... 82 Glossary ....................................................................................................................................................... 84 Signature Page ............................................................................................................................................ 87 Certificate of Qualifications for Gary Giroux .............................................................................................. 88 Certificate of Qualifications for Perry Grunenberg ..................................................................................... 89 Certificate of Qualifications for Vivian Park ................................................................................................ 90 Appendix 1: Tungsten Composites for 2014 Drilling .................................................................................. 91 Appendix 2: List of Drillholes Used for the 2015 East Emerald Tungsten Resource Estimation ................ 96 Appendix 3: Semi‐Variograms for WO3 ....................................................................................................... 99  LIST OF FIGURES Figure 1: Location map ................................................................................................................................ 13 Figure 2: Jersey‐Emerald property (Margaux option) ................................................................................. 14 Figure 3: Regional geology .......................................................................................................................... 23 Figure 4: Local geology ................................................................................................................................ 24 Figure 5: Drillhole location map – Jersey‐Emerald Property ...................................................................... 34 Figure 6: Drillhole location map – East Emerald Zone ................................................................................ 35 Figure 7: Control chart for standard W4 ..................................................................................................... 49 Figure 8: Control chart for blanks ............................................................................................................... 49 Figure 9: XY chart for field duplicates ......................................................................................................... 50 Figure 10: Precision chart for field duplicates ............................................................................................ 50 Figure 11: View  looking SE showing mineralized solids  in  red, underground workings  in green, surface topography in grey, and drillhole traces in light green ............................................................................... 52 Figure 12: View  looking NE showing mineralized solids  in red, underground workings  in green, surface topography in grey, and drillhole traces in light green ............................................................................... 53 Figure 13: Lognormal cumulative frequency plot for WO3 at East Emerald ............................................... 54 Figure 14: 4260‐level plan showing estimated WO3 blocks ........................................................................ 61 Figure 15: 4160‐level plan showing estimated WO3 blocks ........................................................................ 62 

 

iv 

 

Figure 16: 4060‐level plan showing estimated WO3 blocks ........................................................................ 63 Figure 17: 3960‐level plan showing estimated WO3 blocks ........................................................................ 64 Figure 18: 3860‐level plan showing estimated WO3 blocks ........................................................................ 65 Figure 19: Minfile occurrences in property area ........................................................................................ 70  LIST OF TABLES Table 1: Summary of mineral resources ....................................................................................................... 7 Table 2: List of mineral claims ..................................................................................................................... 11 Table 3: List of crown grants ....................................................................................................................... 12 Table 4: Summary of 2014 drilling .............................................................................................................. 32 Table 5: Analytical procedures by laboratory ............................................................................................. 43 Table 6: Summary of sample types by drillhole .......................................................................................... 43 Table 7: Standards used during the 2014 program .................................................................................... 47 Table 8: Summary of drilling program samples .......................................................................................... 47 Table 9: Rules for evaluating quality control samples ................................................................................ 48 Table 10: Statistics for WO3 grades in East Emerald solids ......................................................................... 54 Table 11: Statistics for capped WO3 grades for East Emerald .................................................................... 54 Table 12: Statistics for 10 ft composites for East Emerald ......................................................................... 55 Table 13: Semivariogram parameters for East Emerald ............................................................................. 55 Table 14: Block model parameters ............................................................................................................. 56 Table 15: Kriging search strategy for WO3 East Emerald ........................................................................... 56 Table 16: Summary of specific gravity determinations in East Emerald..................................................... 57 Table 17: East Emerald indicated resource within mineralized solids ........................................................ 59 Table 18: East Emerald inferred resource within mineralized solids .......................................................... 59 Table 19: Summary of all tungsten resources............................................................................................. 60 Table 20: Mineral resources for Jersey‐Emerald property ......................................................................... 66 

 

   

 

 

1 SUMMARY 

1.1 INTRODUCTION 

Gary  Giroux,  P.  Eng,  of  Giroux  Consultants  Limited  (Giroux),  in  Vancouver,  British  Columbia  (BC)  was  retained  by Margaux Resources Limited (Margaux), headquartered in Calgary, Alberta, to estimate the updated tungsten resource of the Jersey‐Emerald property.  

The  new  tungsten  resource  estimate  included  the  results  of  35  drillholes  completed  in  the  East  Emerald  zone  by Margaux in 2014. The update to the East Emerald tungsten resource estimation is the subject of this report. 

The tungsten resource estimate was prepared according to the Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum (CIM) best practice guidelines and standards. 

This report is to comply with disclosure and reporting requirements set forth in National Instrument 43‐101 (NI 43‐101), “Standards of Disclosure for Mineral Projects”, and in accordance with Form 43‐101F1, “Technical Report”.  

Mr. Giroux, Perry Grunenberg, P. Geo, in Kamloops, BC, and Vivian Park, P. Geo, in Kamloops, BC, prepared this technical report. Mr. Giroux, Mr. Grunenberg, and Ms. Park are qualified persons as defined in NI 43‐101 and are independent of Margaux.  

In order  to accommodate  the historical data  set,  the minerals  resources are  reported using  imperial measurements. Monetary values are expressed as Canadian dollars. 

1.2 PROJECT  BACKGROUND  

The  Jersey‐Emerald property,  located within  the Nelson Mining Division  is centered at a  latitude and  longitude of 49 degrees (°) 06 minutes  (’) North  (N), 117°13' East (E), within map sheets 82F.004, 82F.005, 82F.014, and 82F.015. The property  consists of 105 mineral  claims over 15,024.58 hectares  (ha)  (Table 1), and 44  crown grants over 660.56 ha (Table 2). 

In  November  2013,  Margaux  entered  into  an  option  agreement  with  Sultan  Minerals  Incorporated  (Sultan).  The agreement, which  has  a  term of  three  years  ending November  8,  2016,  allows Margaux  to  acquire  the property by spending 6,000,000 dollars  ($)  in expenditures and  staged payments. Sultan will  retain a 1.5 percent  (%) net  smelter return (NSR); Margaux may purchase 50% of the NSR for $5,000,000 after certain conditions are met. 

1.3 GEOLOGY  AND  MINERALIZATION 

The  property  geology  comprises  the  Cambrian  Laib  Formation  (Fm)  and  the  Ordovician  Active  Fm.  The  Laib  Fm comprises mixed carbonates and pelites. 

Small plugs, dykes, and sills of Cretaceous granite that  intruded the sedimentary sequence created rocks ranging from marble to garnet‐pyroxene skarn. 

 

 

The main  structure on  the property  is  a major north‐northeast  (NNE)  trending  anticline  known  locally  as  the  Jersey anticline. 

Two narrow, NNE‐trending elongate dyke‐like bodies of Cretaceous biotite granite,  locally known as  the Emerald and Dodger ridges,  flare  from  the underlying  intrusive  into the sediments of  the  Jersey anticline. Some of the mineralized bodies formed along the margins of these ridges.  

Past mining produced zinc (Zn) and  lead (Pb), and tungsten (W). The property hosts areas with elevated molybdenum (Mo), gold (Au), bismuth (Bi), arsenic (As), copper (Cu), silver (Ag), cadmium (Cd), and barium (Ba).  

1.4 MINERAL  RESOURCE  ESTIMATES 

1.4.1 TUNGSTEN  (2015) 

In 2014, Margaux drilled 35 drillholes, for 6,318.6 m, in the East Emerald zone in order to improve the tungsten resource in that area. The area had been previously under‐explored, and the tungsten resource estimate was small. 

On March 2, 2015, Margaux released the results of a tungsten resource estimate for the property, which  incorporated the  updated  estimation  for  the  East  Emerald  zone.  The  estimates  for  the  tungsten  resources  for  all  other  zones (Emerald, Invincible, and Dodger) were not changed. 

The East Emerald  zone has an estimated  indicated  tungsten  resource of 561,000  tons  (t) averaging 0.201%  tungsten trioxide (WO3), and an inferred tungsten resource of 3.560 million tons (Mt) averaging 0.217% WO3, using a 0.15% WO3 cut‐off.

For the property, a weighted average of the 2006, 2009, and 2015 tungsten resource estimates, using a 0.15% WO3 cut‐off grade, yields a  total measured and  indicated  (M+I)  resource of 3.071 Mt averaging 0.341% WO3, and an  inferred resource of 5.480 Mt averaging 0.273% WO3. 

The  tungsten  resource  classified  as M+I  experienced  a  6%  increase  in  contained  pounds  of WO3,  and  the  inferred resource showed an 84% increase in contained pounds of WO3. 

1.4.2 MOLYBDENUM  (2006) 

In  2006,  an  initial  estimate  of molybdenum  in  the  Dodger  4200  zone,  using  a  0.05% Mo  cut‐off  grade,  yielded  an indicated resource of 28,000 t averaging 0.098% Mo, and an inferred resource of 481,000 t averaging 0.103% Mo. 

1.4.3 ZINC  AND  LEAD  (2010) 

In 2010, an estimate of the zinc and  lead for the Jersey mine area yielded an  indicated resource of 5.32 Mt averaging 2.60% Zn and 1.04% Pb, and an  inferred resource of 16.93 Mt averaging 2.18% Zn and 1.04% Pb, at a cut‐off grade of 1.5% combined Zn‐Pb.  

 

 

Using a 3.5% combined Zn‐Pb cut‐off grade, there is an indicated resource of 1.9 Mt averaging 4.10% Zn and 1.96% Pb, and an inferred resource of 4.98 Mt averaging 3.37% Zn and 1.95% Pb. 

1.4.4 SUMMARY 

In 2015,  the tungsten resource estimate  for  the East Emerald zone  included  the results  from  the 2014 drilling. For all other  zones,  there has been no  additional drilling;  therefore,  the  authors  consider  the previously  estimated mineral resources to be current. 

A summary of the Jersey‐Emerald property resources is presented in Table 1. 

Table 1: Summary of mineral resources  

Year  Item  Deposit  Classification Cut‐off (%) 

Tons>Cut‐off (t) 

Grade (%) 

Pounds (lb) 

  

2006   

WO3 

 Dodger 

East Dodger Invincible 

Measured 

0.15 

1,200,000  0.379  9,096,000 

Indicated  1,310,000  0.365  9,563,000 

Measured + Indicated  2,510,000  0.372  18,659,000 

Inferred  1,210,000  0.397  9,607,000 

2009  Emerald  Inferred  710,000  0.346  4,913,200 

2015  East Emerald Indicated  561,000  0.201  2,255,220 

Inferred  3,560,000  0.217  15,450,400 

2006+2009+2015  Combined Measured + Indicated  3,071,000  0.341  20,914,220 

Inferred  5,480,000  0.273  29,970,600 

2006 Mo 

Dodger 4200  Indicated 0.05 

28,000  0.098  54,880 

Inferred  481,000  0.103  990,860 

2010 Zn 

Jersey  Indicated 

3.50  Zn+Pb 

1,900,000  4.100  155,900,000 

Inferred  4,980,000  3.370  335,600,000 

Pb Indicated  1,900,000  1.960  74,600,000 

Inferred  4,980,000  1.950  194,500,000 

 

1.5 RECOMMENDATIONS 

The completion of 7,000 metres (m) of surface and underground drilling, trenching, and support for tungsten and zinc‐lead mineralization on the property is estimated at a cost of $1,075,000.  

The historic work on  the  Jersey‐Emerald property has utilized a  local mine grid coordinate system, which has created difficulties when modern  equipment,  such  as  global  positioning  systems  (GPS)  and  software  is  utilized.  The  authors recommend that the property data be converted to metric Universal Transmercator (UTM) coordinates for work moving forward. The cost for surveying and data conversion is estimated at $7,000. 

Much of the historic data for the Jersey‐Emerald project, such as sample locations and assay results, exists only as paper copies at Margaux’s and Sultan’s offices. Additionally, the digital datasets contain small issues that need to be resolved 

 

 

permanently  before moving  forward.  The  data  compiled  and  corrected  to  ensure  a  robust,  complete,  and  portable dataset for the property. An estimated cost for this work is $70,000. 

A preliminary economic assessment  (PEA)  for all resources on the property should be completed. Based on review of similar studies,  the cost will  range between $150,000 and $300,000. Work by Wardrop Engineering  Inc.  (Wardrop)  in 2007 may provide a base for a new combined‐resource economic assessment. 

The total cost to complete all recommended programs is $1.7 million. 

   

 

 

2 INTRODUCTION  AND TERMS OF REFERENCE 

Margaux Resources Limited (Ltd), headquartered in Calgary, Alberta, retained Gary Giroux, P. Eng, of Giroux Consultants Ltd.,  in Vancouver, BC,  to estimate  the  tungsten  resource of  the  Jersey‐Emerald property, by updating  the  tungsten resource estimate of the East Emerald zone.  

Mr. Giroux, Perry Grunenberg, P. Geo, in Kamloops, BC, and Vivian Park, P. Geo, in Kamloops, BC, prepared this technical report. Mr. Giroux, Mr. Grunenberg, and Ms. Park are qualified persons as defined in NI 43‐101, and are independent of Margaux.  

This report is to comply with disclosure and reporting requirements set forth in NI 43‐101, “Standards of Disclosure for Mineral Projects”, and in accordance with Form 43‐101F1, “Technical Report”. 

The  property  hosts  several  mineral  deposits  with  different  mineralization  types.  Commodities  include  tungsten, molybdenum, and zinc and lead. The property is the subject of one technical report prepared for Margaux (Giroux and Grunenberg, 2014), and of three technical reports prepared for Sultan (Giroux and Grunenberg, 2006, 2009, and 2010). All reports are available on the System for Electronic Document Analysis and Retrieval (SEDAR). 

In 2014, Margaux completed 35 drillholes in the previously under‐explored East Emerald zone, in order to improve the tungsten resource for that zone, and for the property. The mineral resource estimates for all other zones are unchanged, and are considered by the authors to be current mineral resources. 

Mr. Giroux estimated the mineral resources; he is responsible for Chapter 14. Mr. Grunenberg is responsible for Chapter 26. Ms.  Park  is  responsible  for  all  remaining  portions  of  the  report,  and  performed  the  final  edit.  All  authors  have reviewed the report in its entirety. 

Mr. Grunenberg managed  the  2014 drilling program on behalf  of Margaux,  and  spent  several days on  the property between August 7, 2014 and December 2, 2014. Ms. Park assisted with the 2014 drilling program, and spent several days on the property between August 25, 2014 and December 2, 2014. Mr. Giroux completed a site visit to examine drill core and underground workings on February 19 and February 20, 2009.  

The  sources  of  information  for  the  tungsten  resource  estimation  included  historic  and  current  data  compilations, observations made during site visits, unpublished material, personal communications, and professional opinions. Public sources  such  as public  company websites,  the Assessment Report  Indexing  System  (ARIS),  and  SEDAR  also provided information. The authors have created all the tables, maps, charts, and graphics included in the report. 

In  order  to  accommodate  the  historical  data  set,  the  estimated  mineral  resources  are  reported  using  imperial measurements. Monetary values are expressed as Canadian dollars. 

   

 

10 

 

3 RELIANCE ON OTHER EXPERTS 

The  authors  have  reviewed  and  analyzed  data  provided  by Margaux,  its  consultants,  and  earlier  operators  of  the property, and have drawn their own conclusions, augmented by direct observation. 

While  exercising  all  reasonable  diligence  in  checking,  confirming,  and  testing,  the  authors  have  relied  on Margaux’s presentation of the data for the Jersey‐Emerald project in formulating their opinions and estimates. 

For information pertaining to legalities around ownership of claims on the property, and the option agreement between Sultan and Margaux, the authors have relied on information provided by Margaux. 

The descriptions of geology, mineralization, and exploration methodology were based on direct field observation, and on information obtained from published and unpublished reports provided by Margaux. 

 

11 

 

4 PROPERTY DESCRIPTION  AND LOCATION 

4.1 DESCRIPTION  AND  LOCATION 

The Jersey‐Emerald property,  located within the Nelson Mining Division, BC,  is centered at a  latitude and  longitude of 49° 06  ' N, 117° 13' E UTM North American Datum 1983 (NAD83) Zone 11: 5439500 N, 484000 E), within map sheets 82F.004, 82F.005, 82F.014, and 82F.015 (Figure 1), approximately 10 kilometres (km) southeast of the town of Salmo. Salmo is 41 km south of Nelson. 

4.2 CLAIM  STATUS 

The property consists of 105 mineral claims over 15,024.58 ha (Table 2), and 44 crown grants over 660.56 ha (Table 3). Figure 2 shows the claims graphically. 

The claims are in good standing until December 20, 2021. Crown grants require annual tax payments. 

Table 2: List of mineral claims 

Tenure  Name  Area (ha)  Tenure  Name  Area (ha)  Tenure  Name  Area (ha) 

1030297  ZINC‐1  42.33  324439  LOST GOLD  225.00  348179  J12  25.00 

1030298  ZINC‐2  148.19  325259  MV 1  25.00  348180  JERSEY 9  400.00 

1030299  ZINC‐3  127.08  325260  MV 2  25.00  348181  JERSEY 10  500.00 

1030300  ZINC‐4  148.27  325261  MV 3  25.00  348182  JERSEY 11  500.00 

602733  SPURLIN 1  381.33  325262  MV 4  25.00  348183  JERSEY 12  450.00 

603544  SPURLIN 2  296.56  325269  JERSEY 5  500.00  349449  J‐13  25.00 

604337  JASON 1  232.92  325270  JERSEY 6  300.00  349450  J‐14  25.00 

604347  JASON 4  402.25  329070  POSIE 1  500.00  349451  J‐15  25.00 

604358  JASON 10  423.77  330364  LEROY 9  25.00  349452  J‐16  25.00 

604359  JASON 11  339.04  330366  LEROY NORTH 1  25.00  349453  J‐17  25.00 

604385  JASON 12  84.73  330367  LEROY NORTH 2  25.00  349901  JERSEY 13  450.00 

604676  FAYE 1  337.64  330368  LEROY NORTH 3  25.00  349902  JERSEY 14  450.00 

604677  FAYE 2  421.98  330369  LEROY NORTH 4  25.00  349903  J 18  25.00 

604678  FAYE 3  464.20  330370  LEROY NORTH 5  25.00  349904  J 19  25.00 

233462  REF TO LOT TABLE  25.00  330371  LEROY NORTH 6  25.00  349905  J 20  25.00 

233677  REF TO LOT TABLE  25.00  330372  LEROY NORTH 7  25.00  349906  J 21  25.00 

233693  REF TO LOT TABLE  25.00  331985  HANGOVER  25.00  349907  J 22  25.00 

233694  REF TO LOT TABLE  25.00  331986  GULLY  25.00  349908  J 23  25.00 

233695  REF TO LOT TABLE  25.00  342202  JERSEY #7  500.00  518176  ART 1  84.54 

233696  REF TO LOT TABLE  25.00  342203  JERSEY #8  400.00  550768  SULTAN  528.70 

233697  REF TO LOT TABLE  25.00  347849  SUMIT 1  25.00  550769  SULTAN2  296.17 

318816  JERSEY #4  500.00  347850  SUMIT 2  25.00  603742  1‐May  296.30 

318817  JERSEY #2  500.00  347851  SUMIT 3  25.00  548440  ASP  42.22 

 

12 

 

Tenure  Name  Area (ha)  Tenure  Name  Area (ha)  Tenure  Name  Area (ha) 

319025  JERSEY 1  500.00  347852  SUMIT 4  25.00  548464  ASP  253.41 

319026  JERSEY 3  500.00  348168  J1  25.00  548465  ASPEN 2  21.11 

322324  BLUE JAY 1  25.00  348169  J2  25.00  548466  ASP  21.11 

322325  BLUE JAY 2  25.00  348170  J3  25.00  548467  ASPEN 3  105.54 

322326  BLUE JAY 3  25.00  348171  J4  25.00  604689  HIDDEN ASPEN  189.94 

322327  BLUE JAY 4  25.00  348172  J5  25.00  704936  POSIE 2  211.71 

322328  BLUE JAY #5  25.00  348173  J6  25.00  704937  338.81 

322329  BLUE JAY 6  25.00  348174  J7  25.00  708062  42.50 

322859  LEROY 5  25.00  348175  J8  25.00  665745  ASPEN 4  42.24 

322860  LEROY 6  25.00  348176  J9  25.00  330365  LEROY 10  25.00 

322861  LEROY 7  25.00  348177  J10  25.00  330373  LEROY NORTH 8  25.00 

322862  LEROY 8  25.00  348178  J11  25.00  234582  REF TO LOT TABLE  25.00 

Table 3: List of crown grants 

Tenure  Name  Area (ha)  Tenure  Name  Area (ha)  Tenure  Name  Area (ha) 

L14882  BIG DICK  18.79  L3369  KIN SOLOMAN  8.48  L15091  ALFIE  20.90 

L14890  BRUCE FR  1.62  L12116  LAST CHANCE  20.02  L15041  DEN #1 FR  20.89 

L14763  CALCITE  9.43  L12117  MARK TAPLEY  18.73  L15040  DEN FR  13.74 

L14761  COMET  14.42  L9075  MORNING  8.94  L1070  MASTADON  20.90 

L14762  CONTACT  14.86  L12087  PICKWICK  18.49  L1071  NELLIE J  20.90 

L14904  COPPERFIELD  16.61  L14889  REX FR  4.16  L15092  W KING  15.87 

L12083  DODGER  19.54  L12115  ROYAL CDN  15.97  L15094  W KING #1  17.18 

L9073  EMERAL  20.90  L14765  SCOTT FR  16.49  L14766  W KING #1 FR  18.28 

L9074  EMERALD FR  16.89  L14764  STAN FR  1.45  L15093  W KING #2  3.83 

L9071  GOLD STD  20.90  L9072  STANDARD FR  5.56  L15095  W KING #3  11.49 

L15020  HAL NO. 1  20.51  L9076  SUNSHINE  18.79  L15096  W KING #4  10.14 

L15021  HAL NO. 2  20.52  L15033  SUNSHINE NO.2  13.97  L15097  W KING #5  9.16 

L14881  HILLSIDE  14.04  L14888  VICTOR FR  15.48  L15098  W KING #7  18.66 

L9070  JERSEY  17.82  L12686  BONCHER  20.90  L15099  W KING #8 FR  6.75 

L3368  KING ALFRED  19.27  L12688  JUMBO 2  18.32 

FR= FRACTION, STD=STANDARD, CDN=CANADIAN, W=TUNGSTEN 

Most claims occur on Crown lands. The option agreement includes title to four parcels of land, totaling 450 Ha: PID 011‐773‐022, PID 011‐773‐103, PID 011‐773‐090, and PID 008‐404‐453. Several property owners have surface rights.  

The areas on the property where significant historic work has occurred, such as the central claims around the  Jersey‐Emerald mines, are considered as brownfields, and contain open mining cuts, underground mine access portals, waste dumps, and tailings impoundments.  

 

13 

 

 

Figure 1: Location map 

 

14 

 

 

Figure 2: Jersey‐Emerald property (Margaux option)   

 

15 

 

4.3 OPTION  AGREEMENT 

Margaux entered  into an option agreement with Sultan dated November 8, 2013. On March 11, 2015, Margaux and Sultan reached an agreement to amend the option agreement. Under the terms of the amending agreement, Margaux will have the exclusive option to acquire the property by: 

1. making payments to Sultan of an aggregate $4.0 million, paid in several installments on or before November 8, 2016 as follows: 

2. an initial deposit of $50,000 paid previously;  3. within ten business days of execution of the option agreement, a cash payment of $450,000 4. on or before the first anniversary of the execution of the option agreement, a cash payment of $400,000;  5. on or before July 31, 2015, a cash payment of $350,000;  6. on or before the second anniversary of the execution of the option agreement, a cash payment of $1,250,000; 

and  7. on or before the third anniversary of the execution of the option agreement, a cash payment of $1,500,000; and 8. incurring not  less  than $2,000,000  in expenditures on  the property on or before  the  third anniversary of  the 

execution of the option agreement. 

Margaux will use its best efforts to incur expenditures of $6,000,000 on the property on or prior to the third anniversary of the execution of the option agreement. 

Sultan will retain a 1.5% NSR on the property. For a period of 60 days following the earlier of (a) the commencement of commercial  production  on  the  property,  or  (b)  the  completion  of  a  feasibility  study  on  the  property, Margaux may purchase 50% of the NSR (a 0.75% NSR) from Sultan for a payment to Sultan of $5.0 million. 

Pursuant to the option agreement, Margaux will assume all existing royalties on the property. 

Margaux will manage and direct the exploration programs during the term of the option agreement.  

4.4 ENVIRONMENTAL STATUS  

The areas on the property where significant historic work has occurred, such as the central claims around the  Jersey‐Emerald mines, are considered as brownfields, and contain open mining cuts, underground mine access portals, waste dumps , and tailings impoundments.  

Margaux has restricted public access to the portals and other potentially dangerous workings with signs, rock barriers, and locked gates.  

As with  Sultan  prior, Margaux  has  reclaimed  and/or  applied  anti‐erosion measures  to  the  disturbed  sites  and  trails where appropriate. Most 2014 work was conducted on existing features, and no new disturbance was created. 

The historic infrastructure, such as town site buildings, was dismantled after the mine was decommissioned. For reasons of historic preservation, the community of Salmo has requested that the community swimming pool from the historic town site be left intact.  

 

16 

 

It  is the authors’ understanding that due to the historic nature of the more prevalent mine working surface materials, and as  long as no work  is to take place that might affect the current placement of those materials, Margaux has been absolved of any environmental liability that might be connected to these past disturbances.  

4.1 PERMITTING  

There have never been problems with obtaining permits to do year‐round work on the property. Margaux obtained a work permit prior to commencing work in 2014. 

4.2 OTHER FACTORS  

To  the best of  the authors’ knowledge,  there are no  significant  factors  that would affect access,  title, or  the  right or ability to perform work on the property. 

   

 

17 

 

5 ACCESSIBILITY, CLIMATE, LOCAL RESOURCES, INFRASTRUCTURE  AND PHYSIOGRAPHY 

5.1 ACCESS  

The Jersey‐Emerald property is approximately 10 km southeast of the town of Salmo. Salmo is 41 km south of Nelson. 

From Salmo, the access to the property is south via Airport Road (Rd), and east along Emerald Mine Rd. Access from the Nelson‐Nelway Highway (Highway 6)  is east via Bellmond Rd, between Salmo and the Crowsnest Highway (Highway 3) junction to Creston, north on Airport Rd, and east on Emerald Mine Rd. 

A network of good quality gravel roads provides excellent all‐season access to the centre of the property. If surface work is performed during winter, then the roads require snow removal and maintenance. 

5.2 PHYSIOGRAPHY  AND  VEGETATION  

The property  is situated  in  the  rugged mountainous physiographic division known as  the Selkirk Mountains. Near  the claims, relief is about 1200 m between Salmo Creek in the valley bottom at 600 m and the crest of Nevada Mountain at 1860 m. Slopes vary from rolling within the centre of the claims to moderately steep along the east and west margins. The topography provides numerous areas for development of infrastructure required for mining and milling within the claims. 

Much of the area has been  logged or previously burned, resulting  in vegetation consisting of small diameter stands of larch, balsam,  fir,  jackpine, and mountain alder.  In many areas, second growth vegetation  is extremely dense, making movement through the forest difficult.  

Several areas of extensive outcroppings occur over and immediately north of the Jersey mine site, but a veneer of glacial till covers much of the property. The till cover varies in thickness, from less than 1 m on the slopes to more than 20 m in valley bottoms. 

5.3 CLIMATE 

The  property  enjoys  a  pleasant  summer  climate  with  August  temperatures  averaging  25  degrees  Celsius  (oC)  with moderate  precipitation.  Winter  temperatures  average  ‐10oC  in  January  with  moderate  snowfall.  Total  annual precipitation is about 750 millimetres (mm) of moisture, with much of this falling during the rainy season from April to June. The property  is not  in a heavy snow belt but up to 1.2 m of snow may fall during the winter months. Snow‐free conditions at higher elevations arrive from late April to early November.  

It is possible to perform surface work on the property at all times of the year. 

5.4 INFRASTRUCTURE  AND LOCAL  RESOURCES 

The Highway 6 corridor carries a power line and a natural gas line. 

 

18 

 

Teck Resources Ltd.’s (Teck) Trail Operations,  located about 40 km from the property,  includes a zinc‐lead smelter and refinery,  and  the Waneta  hydroelectric  dam  and  transmission  system.  The metallurgical  operations  also  produce  a variety of precious and specialty metals. 

Crew lodgings are available in Nelson or Salmo. A skilled labour force for mining and exploration is available in Nelson, Salmo, Trail, and Castlegar. Trail, Nelson, and Castlegar are major supply and service centers for resource industries. 

   

 

19 

 

6 HISTORY 

6.1 EARLY  EXPLORATION  AND  DEVELOPMENT  

The  earliest  record  of  exploration  in  the  area  dates  to  1895  when  gossanous  outcrops  on  the  south  side  of  Iron Mountain attracted the attention of prospectors.  Initially, the area was explored for gold. The 1896 Minister of Mines Report  states  that assay  results as high as $70.00/t  in gold  (about 3.5 ounces per  ton  (oz/t) or 100 grams per  tonne (g/T)) were obtained from the area. 

In  1906, prospecting discovered  lead mineralization on  the  Emerald  claims.  Several  small, high‐grade ore  shipments were made. In 1910, Iron Mountain Ltd. (Iron Mountain) was formed by Pacific Coast Steel of San Francisco in order to develop the property. A 25 t mill, erected in 1919, operated until 1926 when low metal prices forced closure. In 1934, a major forest fire destroyed the mill. 

In 1938, tungsten and molybdenite mineralization was discovered in skarn bands at the site of the long abandoned gold workings on  the Emeral, Emerald Fraction, and Gold Standard claims.  In 1942, Wartime Metals Corporation  (Corp), a federal government agency, put the Emerald Tungsten Mine into production for the war effort. In 1943, the war demand for tungsten eased and operations were suspended. 

6.2 CANADIAN  EXPLORATION  LTD.   

The property  remained  inactive until 1947 when Canadian Exploration Ltd.  (Canex), purchased  the properties of  Iron Mountain.  

Tungsten production  from  the Emerald, Feeney, and Dodger deposits occurred between 1947 and 1949, and 1951  to 1958.  In 1952, Canex purchased the government‐held tungsten reserves and tungsten mill. Tungsten production  from the Invincible, and East Dodger deposits occurred from 1970 until 1973, when the mine closed due to low metal prices. 

Over the mine life 1,597,802 t of tungsten ore grading 0.76% WO3 were mined and milled. 

Zinc‐lead production from occurred between 1949 and 1970. The Jersey deposit produced 7,968,080 t of zinc‐lead (Zn‐Pb) ore grading 3.83% Zn and 1.95% Pb. 

6.3 MENTOR  EXPLORATION  LTD. 

In 1979, Mentor Exploration Ltd. (Mentor) performed a drilling program to explore the south extension of the Emerald Shaft  tungsten  zone.  This work  encountered  favourable  geology but  the  target was  too deep  and  too narrow  to be adequately tested by surface drilling. 

In 1981, Mentor drilled five holes, for 1,070 m, to test for molybdenum mineralization  in the Emerald stock area. This work, which was the deepest testing to date, provided valuable information on the nature of the intrusive; however, no economic zones of molybdenite were encountered. 

 

20 

 

6.4 NU‐DAWN  RESOURCES INC.,  LLOYD  ADDIE,  AND  BOB  BOURDON 

In 1990, the property was sold to Nu‐Dawn Resources Incorporated (Inc). In 1993, Lloyd Addie and Bob Bourdon, from Nelson,  acquired  the  property,  and  discovered  that  fine  particles  of  free  gold  could  be  panned  from  the  tungsten tailings. A prospecting and  rock  sampling program conducted over  the known  tungsten zones  led  to  the discovery of significant bedrock gold values near the Jersey and Emerald zones. 

6.5 SULTAN  MINERALS  INC. 

In October  of  1993,  the  property was  optioned  by  Sultan, which  undertook  an  exploration  program  of  ground  and airborne geophysical surveys, prospecting, and rock chip sampling that  led to the  identification of several targets with the potential for gold mineralization. 

During  the winter of 1994‐1995, Sultan  followed up on  the  results  from earlier work by  completing 1,324 m of  core drilling  in 11 holes, which  resulted  in  the discovery of several gold‐bearing zones near both  the  Jersey Zn‐Pb and  the Emerald W deposits. The drilling also intersected a Zn‐Pb zone 55 m below the former Jersey Zn‐Pb deposit. 

In 1996,  the exploration program  included soil and silt sampling, geological mapping, prospecting, rock sampling, and core drilling designed to better delineate the mineralized areas identified by Sultan. Three underground and 13 surface drill holes, for a total of 1,707 m, intended to test the gold potential of the Bismuth‐Gold, Emerald Gold, and Leroy Gold zones, and the  lower Zn‐Pb horizon were completed. The East Ridge zone, a multi‐element anomaly to the east of the mine workings, identified through surface geochemical sampling, was tested with three drill holes. 

Exploration on  the claims was  inactive until 2005 when market values  for molybdenum  increased dramatically, which prompted  Sultan  to  explore  in  the  Dodger  Mine  area  where  historic  mine  records  indicated  the  presence  of molybdenite.    Additionally,  an  assessment  of  the  potential  tungsten  resources  was  undertaken  which  led  to  the identification of target areas surrounding the historic Dodger, Emerald, and Invincible tungsten mines. 

From 2006 to 2009 exploration on the property continued in an effort to expand the molybdenum mineralization in the Dodger mine area, to expand the tungsten mineralization in areas of the Invincible and Emerald mines, and to continue to test for lead‐zinc resources through trenching and drilling. 

6.6 MINERAL  RESOURCE  ESTIMATES 

Between 2006 and 2010, resources for tungsten, molybdenum, and zinc and  lead were estimated. As no further work was  completed  prior  to  2014,  these  estimates were  considered  current  at  the  time  the  property was  acquired  by Margaux. 

6.6.1 TUNGSTEN  AND  MOLYBDENUM  (2006) 

In 2006, an  initial mineral resource of tungsten  in the Invincible and Dodger zones, and of molybdenum  in the Dodger 4200 zone, was estimated.  

 

21 

 

At a 0.15% WO3 cut‐off, the M+I tungsten resource for the Dodger and Invincible zones is 2.51 Mt averaging 0.37% WO3. 

An additional 1.21 Mt averaging 0.40% WO3 is classified as inferred. 

The  indicated molybdenum  resource  in  the Dodger 4200  zone,  at 0.05% Mo  cut‐off  grade,  is 28,000  tons  averaging 0.098% Mo. A further 481,000 t averaging 0.103% Mo is classified as inferred. 

6.6.2 TUNGSTEN  (2009) 

In 2009, an initial mineral resource of tungsten in the East Emerald zone and Emerald Mine was estimated. 

There is an indicated tungsten resource of 256,000 t averaging 0.19% WO3 using a 0.15% WO3 cut‐off grade, or 18,000 t averaging of 0.28% WO3 at a 0.24% WO3 cut‐off grade. The  inferred resource  is 1,122,000 t averaging 0.28% WO3 at a 0.15% WO3 cut‐off grade, or 430,000 t averaging 0.45% WO3 at a cut‐off grade of 0.24% WO3. 

A weighted average of the 2006 and 2009 tungsten resource estimates using a 0.15% WO3 cut‐off grade, yields a total M+I resource of 2.766 Mt averaging 0.36% WO3, and an inferred resource of 2.43 Mt averaging 0.34% WO3. 

6.6.3 ZINC  AND  LEAD  (2010) 

In 2010,  the  zinc and  lead mineral  resource  for  the  Jersey Mine area was estimated. The estimation used data  from 5,042 drillholes, and digital wireframes that represented Zn‐Pb mineralization, and the underground and surface mine workings. 

Indicated Zn‐Pb resources of 5.32 Mt averaging 2.60% Zn and 1.04% Pb, and  inferred resources of 16.93 Mt averaging 2.18% Zn and 1.00% Pb, at a cut‐off grade of 1.5% combined Zn‐Pb were estimated for the Jersey deposit. Using a 3.5% combined  Zn‐Pb  cut‐off  grade,  an  indicated  resource  of  1.9 Mt  averaging  4.10%  Zn  and  1.96%  Pb,  and  an  inferred resource of 4.98 Mt averaging 3.37% Zn and 1.95% Pb was estimated.   

 

22 

 

7 GEOLOGICAL SETTING AND MINERALIZATION 

7.1 REGIONAL GEOLOGY 

The Jersey‐Emerald property lies near the south end of the Kootenay Arc, and comprises rocks of the Cambrian Laib Fm and the Ordovician Active Fm. The Laib Fm comprises mixed carbonates and pelites, subdivided  into Truman Member (Mbr) brown argillite, Emerald Mbr black argillite, and Reeves Mbr limestone. 

The eastern part of the property was mapped as the younger Active Fm argillite; however, work by Sultan indicated that the contact may be conformable, and that the Active Fm appears to be geochemically  identical to the Emerald Mbr of the Laib Fm. 

Granitic  dykes, sills, and igneous bodies of Cretaceous age intrude the sedimentary units (Hoy and Dunne, 1997). 

7.2 LOCAL  AND PROPERTY  GEOLOGY 

The  property  (Figures  3  and  4)  consists  of  rocks  of  the  Laib  Fm,  a  sequence  of  transitional  rocks  comprising mixed carbonates and pelites  (Little, 1960). Near  the property,  the Truman Member of  the Laib Fm comprises  interbedded, thin, grey and white,  locally dolomitic  limestone and the Emerald Member  is a black argillite unit. The Upper Laib Fm comprises green phyllite and micaceous quartzite. 

Small  plugs,  dykes,  and  sills  of  Cretaceous  granite  intrude  the  sedimentary  rocks,  resulting  in  re‐crystallized  coarse‐grained marble to garnet‐pyroxene skarn within the sedimentary rocks near the contacts. 

The Laib Fm has been deformed by three phases of folding, each of local significance. The dominant structure within the property is a major NNE‐ trending anticline known locally as the Jersey anticline. 

Potassium‐argon (K‐Ar) age dates obtained from biotite from the Late Jurassic Dodger stock give a date of 100.0 ± 3.0 million years (Ma). One kilometre west of the Jersey mine, the Laib sediments are intruded by the Salmo River stock, a small circular body of Tertiary augite monzonite. Biotite from this stock gave a K‐Ar age of 50.6 ± 1.5 Ma. 

Two narrow, NNE‐trending elongate dyke‐like bodies of Cretaceous biotite granite,  locally known as  the Emerald and Dodger ridges,  flare  from  the underlying  intrusive  into the sediments of  the  Jersey anticline. Some of the mineralized bodies formed along the margins of these ridges.  

 

 

23 

 

 

Figure 3: Regional geology 

 

24 

 

 

Figure 4: Local geology 

MARGAUX RESOURCES LTD.

 

25 

 

7.3 MINERALIZATION  

Mineralization on the Jersey‐Emerald property  is associated with the east  limb of a complex major anticlinal structure, locally known as the Jersey anticline, and regionally as the Salmo River anticline. The HB Pb‐Zn mine 4 km to the north, and the Reeves MacDonald Pb‐Zn mine 10 km to the south, are also associated with this major structure. 

Several zones of significant mineralization exist on the property. Past mining produced lead and zinc, and tungsten. The property hosts areas of elevated molybdenum, gold, bismuth, arsenic, copper, silver, cadmium, and barium.  

7.3.1 LEAD AND  ZINC  ZONES 

Jersey Zinc‐Lead Deposit 

The Jersey Zn‐Pb deposit occurs in dolomite near the base of the Reeves Member limestone. Five ore bands, ranging in thickness from 30 centimetres (cm) to 9 m, were mined. These bands in order of stratigraphic sequence were:  1) upper Pb band, 2) upper Zn band, 3) middle Zn band, 4)  lower Zn band, and 5)  lower Pb band. These bands were very close together,  and were mined  as  a  unit  up  to  24 m  thick  in  the  A  zone.  Ore mineralization  consisted  of  fine‐grained sphalerite  (Sp) and galena  (Ga) with pyrite  (Py), pyrrhotite (Po), and minor arsenopyrite (Asp). Cadmium  is associated with  sphalerite,  and  silver with  galena.  Iron  content  of  the  sphalerite  is  low  ‐  about  6%.  The  overall  grade  for  the 7,968,080  t milled averaged 3.83% Zn and 1.95% Pb. Mining  ceased  in 1970,  leaving un‐mined  reserves of 106,000  t grading 3.10% Zn and 0.80% Pb. 

Emerald Lead‐Zinc Deposit 

The  Emerald  Pb‐Zn  deposit,  equivalent  to  the  lower  Pb  band  of  the A  zone  of  the  Jersey  Zn‐Pb  deposit,  is  located immediately to the north of the Jersey Zn‐Pb deposit. Mineralization consists of stratabound lead and zinc bands within banded limestone and dolomite of the Reeves Member. 

7.3.2 TUNGSTEN  ZONES 

Skarn‐type tungsten mineralization occurs where the Cretaceous intrusions are in contact with calcareous sediments of the  Truman  or  Reeves members.  Tungsten was mined  from  two  distinct  areas  on  the  property:    the Dodger  zone, comprising  the Dodger  and  East Dodger  deposits,  located  along  the  east  side  of  the  Jersey  Zn‐Pb  deposit;  and  the Emerald zone comprising the Emerald, Feeney, and Invincible deposits, located west of the Jersey Zn‐Pb deposit.  

Dodger Tungsten Deposits 

The Dodger tungsten skarn deposits comprise three zones with finely disseminated scheelite (sch) grains in light brown to  green  garnet‐diopside  skarn.  The  conformable  deposit  occurs  in  a  skarnified  limestone  unit  near  the  top  of  the Truman Mbr. The Dodger deposits are separated by the Dodger ridge, an elongate, NNE‐trending   dyke‐like flare from the underlying Dodger stock. 

Scheelite is accompanied by pyrrhotite, biotite, quartz, molybdenite, and minor powellite. The ore zones range from 2 to 9 m in width and average 3 m. 

 

26 

 

The Dodger  tungsten  zone was mined  intermittently  from  1951  to  1973  and  averaged  0.56% WO3  for  521,023  t  of production. Production ceased in 1973 leaving un‐mined reserves of 42,500 t grading 0.45% WO3. During the final year of operation, extensive  reserves of  low grade mineralization were  found  to  the north and  south of  the East Dodger deposit. These reserves were not developed due to low tungsten prices. 

Emerald Tungsten Deposit 

The Emerald tungsten deposit occurs along the contact between the Reeves limestone and the Emerald argillite, along the west  side of  the Emerald  stock.  Four distinct  types of mineralization occur:  skarn,  sulphide, greisen, and quartz. Skarn‐type mineralization occurs mainly  along or near  the  limestone  argillite  contact.  It  consists of  garnet, diopside, calcite and quartz with lesser amounts of pyrrhotite, pyrite, scheelite, and molybdenite. Sulphide‐type of mineralization, consisting of pyrrhotite, calcite, biotite and scheelite, is often spatially associated with skarn mineralization and consists of  irregularly  shaped  replacement  bodies  in  limestone  and  dolomite.  Locally  quartz,  pyrite,  molybdenite  and chalcopyrite may be present. Greisen‐type mineralization occurs  in  altered  granite  and extends up  to 12 m  into  the granite  from  the  limestone contact. The mineralized zone consists of potassium  feldspar  ‐  in some places completely kaolinized, abundant quartz, sericite, pyrite, tourmaline, and scheelite. Locally, calcite, ankerite, apatite, pyrrhotite, or molybdenite may  be  present.  In many  places,  quartz‐type mineralization  grades  into  greisen.  It  consists  of  silicified limestone  cut  by  numerous  veins  of  quartz with  ankerite,  scheelite, minor molybdenite,  and  apatite.  The  veins  are enveloped by disseminated scheelite, pyrite, pyrrhotite, and tremolite. 

Scheelite  is the main tungsten mineral, but minor powellite and wolframite was also recovered. Most of the scheelite was recovered from  lenticular skarn zones developed along the contact between the Emerald argillite and the Reeves limestone. 

Intermittent mining  between  1943  and  1958  produced  1,076,799  t  of material  averaging  0.86% WO3. When mining ceased due to low metal prices, there recoverable reserves of 34,800 t grading 0.73% WO3 remained. There is potential for additional resources in the adjacent areas. 

East Emerald Tungsten Deposit 

The East Emerald zone is located east of the Emerald deposit. It has never been exploited. 

Historic drilling  indicated  tungsten‐skarn mineralization adjacent  to or distal  from  the granitic contact,  similar  to  that historically mined from the Dodger deposit to the east. In 2006, Sultan drilled four holes  in order to verify the historic mineralization.  

In 2104, Margaux drilled 35 holes that were successful  in helping to define persistent tungsten mineralization striking NNE for a distance of 1,300 m. 

Mineralization occurs in a sequence of parallel skarn bands that dip moderately to the east. The bands range in thickness from one to 20 m, with most averaging between 5 and 10 m. Up to 10 bands may occurs on a drill section; however, their occurrence  is best  identified  in areas with  less  sparse drilling. The  interpretation  suggests  that  these bands will ultimately terminate in the underlying granite. 

 

27 

 

Skarnification of argillite or  limestone creates mm‐ to decimeter (dm)‐scale garnet‐diopside bands. Tungsten occurs as stratabound flecks to dense concentrations of scheelite. Pyrrhotite and lesser pyrite are common accessory sulphides. 

Assays returned WO3 results up to 2.47%; however, most values were between 0.10 and 0.30% WO3.  

Invincible Tungsten Deposit 

The Invincible Tungsten deposit is adjacent to the western margin of the Dodger ridge where it transects flat‐lying beds of the Reeves limestone. The deposit lies 1,500 m northeast and along strike from the Emerald tungsten deposit, on the west side of the Emerald ridge.  

The deposit is bounded above by the skarnified Truman pelite, and below by the Emerald argillite. Most of the scheelite occurs in lenticular zones that extend at a high angle from the granitic stock, approximately conformable with layering of the host  rocks. The  scheelite occurs as  fine, disseminated grains within garnet‐diopside  skarn and  is accompanied by pyrite, pyrrhotite, minor powellite, and traces of molybdenite and wolframite. Quartz is common in zones of mineralized granite.  

The mineralized  zone occurs  along  the  contact of  the  sediments  to  the  ridge,  and extends up  to 24 m  to  the west, perpendicular to the stock, along favourable horizons in the Reeves limestone. It may be more than 3 m thick in places. The  zone  lies  about  260  m  below  surface  and  produced  256,480  t  of  0.65%  WO3  from  1970  to  1973  (Geology, Exploration and Mining in British Columbia, 1973). The northern extension of the Invincible mine remains untested. 

Feeney Tungsten Deposit 

The Feeney Tungsten deposit  is  located on the east side of the Emerald granitic stock along strike to the north of the Emerald mine, and south of the Invincible mine. It forms a relatively shallow mineralized body within the Laib Fm along the granite‐limestone contact between the Reeves limestone and Emerald argillite.  

The mineralization consists of scheelite with minor powellite, rare wolframite, and traces of molybdenite in a green and brown garnet‐diopside skarn containing augite, actinolite, epidote, pyrrhotite, and quartz. Most of the scheelite occurs as fine, disseminated grains in lenticular skarn zones that extend from the granite contact out into the limestone‐argillite country rock conformable with bedding. The skarn zones are up to 6 m long and average about 2 m in width. Grades are about 0.5  to 1.5% WO3. The Feeney mine, which operated between 1951 and 1955, produced about 54,000  t of ore averaging 0.92% WO3 (Bulletin 41, page 119). 

7.3.3 MOLYBDENUM  ZONES 

Molybdenum mineralization was  noted  in  several  areas within  the  historic  Jersey, Dodger,  Invincible,  Emerald,  and Feeney mine workings. Follow‐up work during the 2000 to 2005 field seasons indicated that the most readily accessible area for molybdenum exploration  is within the 4200  level of the Dodger mine workings, which were  in good condition where access drifts were completed during the historic tungsten mining. Mapping of the drifts indicated that the granitic rock  that  underlies  the  Dodger‐type  skarn  tungsten  mineralization  contains  porphyry‐style  quartz  veining  with molybdenite mineralization. 

 

28 

 

Exploration of the porphyry system, along the margin of the historic Dodger East Tungsten zone, revealed a stockwork of quartz veining and  fractures with molybdenite. The cross‐cutting  fractures and quartz veins are oriented north‐south and east‐west, with  steep dips. Several high‐grade molybdenite  zones were  intersected,  including 1%  to 3% Mo over short widths of 90 cm to 1.5 m. Twenty holes drilled during 2005  indicated the potential  for  larger volumes of  lower‐grade molybdenum that includes short sections of higher‐grade material. 

7.3.4 GOLD  ZONES 

Bismuth‐Gold Zone 

The Bismuth‐Gold zone, known in the underground workings as part of the F zone, is located along the east side of the Jersey Zn‐Pb deposit at  the contact between  the  limestone and  the underlying dolomite of  the Reeves Member. The gold mineralization, believed to be skarn‐related, occurs  in a silicified horizon with Py, Po, Asp, stibnite, and native Bi. Underground samples have returned assay results up to 8 g/T Au across widths of 96 cm. Descriptions in Placer Dome’s drill logs suggest that this siliceous zone, intersected in four surface drill holes along a strike length of 300 m, may be 20 m or more in thickness.  

#1 Zone 

The #1 zone, represented by a 300 m long series of trenches and small to large pits, is located along the contact of the Reeves  limestone and  the Emerald argillite where  they  trend south  from  the Emerald Tungsten open pit mine.  In  the workings,  rusty‐banded  sulphide  mineralization  occurs  with  iron  oxides  (limonite  and  goethite)  and  coarsely recrystallized  limestone. Sulphide mineralization occurs as massive Po bands, which return high values for As, Cu, and Zn, with minor Au, Ag, and Mb. 

Emerald Gold Zone 

The Emerald Gold zone, first recognized in 1895, may be coincident with the Emerald tungsten zone. It was prospected for gold from 1895 to 1906, returning assay results of up to 3.5 oz/t (100 g/t); however, little work was done after the discovery of Pb‐Zn mineralization elsewhere on the property.  In 1993, Sultan found that free gold could be panned from the  tungsten  tailings. Gold mineralization  is associated with  the quartz‐ and pyrrhotite‐rich  sections of  the  skarn and sulphide‐type tungsten zones. 

The Emerald Gold zone occurs along the contact with the Reeves  limestone and Emerald argillite, and trends from the Emerald Tungsten deposit  towards  the #1  zone. These  three areas may actually  represent mineral  zonation, grading away from the Emerald stock. 

Leroy Gold Zone 

The Leroy Gold zone is located approximately 1 km north of the Emerald gold and tungsten zones. Gold mineralization was discovered in the late 1890, and the zone was explored with a series of pits, adits, and hand trenches along an 800 m strike length. Gold exploration ceased with the discovery of Pb‐Zn in 1906. 

 

29 

 

Mineralization  in  the  Leroy Gold  zone  is  associated with  Po,  Py,  and  native  Bi  in  a  silicified  horizon  at  the  contact between the Reeves limestone and the Emerald argillite. Recent sampling of this zone gave gold grades up to 0.898 oz/t (25.5 g/t) from grab samples and up to 0.174 oz /t (4.8 g /t) across a true width of 3.0 m for chip samples. 

ABC Zone 

The ABC zone occurs just to the east of the Jersey and Dodger underground workings along the Iron Mountain Fault, a major structure that represents the contact of the OA argillites with the Reeves limestones. 

Samples  that  returned  anomalous  values were  collected  from  slices  of  pyritic  garnet‐diopside  skarn  bands  entirely within  OA  argillite,  but  adjacent  to  the  Reeves  limestone.  Rusty,  limonitic,  decomposed  argillite with minor  quartz stockworking occurs on the west side of the skarn banding. Sulphide mineralization consists of pyrite within the skarn bands, with limonite occurring adjacent. Assays indicate elevated As values, along with minor Au, Mb, and Pb values. 

 

   

 

30 

 

8 DEPOSIT TYPES 

8.1 LEAD AND  ZINC  DEPOSITS  

Simandl and Paradis  (Paper 2009‐1) describe  the  lead‐zinc deposits on  the property as hosted by  fine‐grained, poorly layered  to massive  dolomite  of  the  Reeves Member.  The  Zn‐Pb mineralization  occurs  near  the  base  of  the  Reeves Member and varies in thickness from 8 to 30 m. The Truman Member forms the footwall rocks. 

Five dolomite‐hosted bands of Zn‐Pb occur within the mine. Sulphide mineralization consists of fine‐grained sphalerite and galena, with pyrite, pyrrhotite, and minor arsenopyrite.  

The  dolomites  are  texturally  distinct  from  the medium‐grained well‐banded  grey  and white  Reeves  limestone.  The deposits, their dolomitic envelopes, and the limestone host rock generally lie within secondary isoclinal folds along the limbs  of  regional  anticlinal  structures.  They  form  stratiform,  tabular,  and  lens‐shaped  concentrations  of  pyrite, sphalerite,  and  galena  in  dolomitized  zones.  Brecciated  zones  are  common  within  the  more  massive  sulphide mineralization. Age dating indicates that the Zn‐Pb deposition is of Ordovician to Devonian age, which suggests that the deposits  may  be  classified  as  Mississippi  Valley  Type,  emplaced  during  rifting  along  the  continental  margin  with increased igneous activity along the deposition belt. 

8.2 TUNGSTEN  DEPOSITS   

Tungsten mineralization occurs  in  two distinct environments: skarn‐style mineralization at granite  limestone contacts, and stratabound disseminated mineralization in favourable zones within the Truman Member. 

8.3 GOLD  DEPOSITION  

Gold occurs in areas that were historically mined for tungsten. Work by Sultan indicated that the gold is skarn‐related, occurring in silicified horizons with pyrite, pyrrhotite, arsenopyrite, stibnite, and native bismuth. 

8.4 MOLYBDENUM  PORPHYRY 

Exploration and development of Zn‐Pb and  tungsten deposits on  the property, quartz stockwork and alteration zones have suggested the potential for gold mineralization within the granites underlying the previously mined areas.  

Mapping  of  underground  headings,  and  sampling  of  drill  core  during mining  operations,  indicated  the  presence  of molybdenite within these porphyry‐style veined zones.    

 

31 

 

9 EXPLORATION 

Margaux has not undertaken any exploration work, other than core drilling, since acquiring the property. 

A summary of past exploration work is provided in “Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC, March 28, 2014” by Giroux and Grunenberg (2014). 

 

 

   

 

32 

 

10 DRILLING 

10.1 INTRODUCTION 

In  March  2014,  Margaux  reported  the  current  mineral  resources  on  the  property.  The  tungsten  resource  mostly consisted of remnant mineralization near previously mined areas. However, the un‐exploited tungsten resource defined as the East Emerald zone was constrained due to the limited amount of drilling.  

Margaux’s 2014 work program was designed to expand the tungsten resource  in both the strike and dip directions by drilling into areas that were previously under‐explored.  

Giroux and Grunenberg (2014) provide a summary of past drilling in “Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC, March 28, 2014”. 

10.2 DRILLING  

Margaux conducted a two‐phase drilling program on the East Emerald target area that produced 6,318.6 m of core in 35 drillholes (Figures 5 and 6). The location and collar orientation for each drillhole is listed in Table 4.  

Phase 1, which spanned August 12, 2014 to October 17, 2014, included 32 drillholes for 5,739.8 m. During Phase 1, the focus was  on  intersecting  tungsten mineralization.  Phase  2  drilling  between November  21,  2014  and November  29, 2014, produced 578.8 m in three drillholes. Phase 2 was focused on both tungsten and gold mineralization, as follow‐up to results from Phase 1. 

Table 4: Summary of 2014 drilling 

Phase  HoleID  Easting*  Northing*  Elevation  Length (m)  Azimuth  Dip  Start  End 

1  E1401  483937  5440009  1330  251.0  111.5  ‐80  12‐Aug‐14  18‐Aug‐14 

1  E1402  483937  5440009  1330  263.0  108.2  ‐60  14‐Aug‐14  17‐Aug‐14 

1  E1403  483912  5439952  1328  152.0  180.1  ‐89  19‐Aug‐14  20‐Aug‐14 

1  E1404  483912  5439952  1328  212.0  106.9  ‐63  20‐Aug‐14  22‐Aug‐14 

1  E1405  483866  5439876  1325  161.2  118  ‐60  22‐Aug‐14  24‐Aug‐14 

1  E1406  483697  5439494  1352  77.0  164.8  ‐90  24‐Aug‐14  25‐Aug‐14 

1  E1407  483697  5439494  1352  134.0  113.9  ‐60  25‐Aug‐14  26‐Aug‐14 

1  E1408  483697  5439494  1352  56.0  290.4  ‐59  26‐Aug‐14  27‐Aug‐14 

1  E1409  483728  5439530  1357  149.0  101.9  ‐69  27‐Aug‐14  28‐Aug‐14 

1  E1410  483728  5439530  1357  323.0  102.4  ‐55  28‐Aug‐14  31‐Aug‐14 

1  E1411  483954  5439795  1389  191.0  105  ‐89  01‐Sep‐14  03‐Sep‐14 

1  E1412  483941  5439795  1389  325.0  22.2  ‐70  03‐Sep‐14  06‐Sep‐14 

1  E1413  483914  5439723  1395  282.1  131.5  ‐89  06‐Sep‐14  09‐Sep‐14 

1  E1414  483850  5439665  1390  227.0  134.6  ‐89  09‐Sep‐14  12‐Sep‐14 

1  E1415  483794  5439600  1375  148.5  82.5  ‐89  12‐Sep‐14  14‐Sep‐14 

 

33 

 

Phase  HoleID  Easting*  Northing*  Elevation  Length (m)  Azimuth  Dip  Start  End 

1  E1416  483794  5439600  1375  184.0  37.2  ‐80  14‐Sep‐14  16‐Sep‐14 

1  E1417  483680  5439436  1369  69.0  283.9  ‐89  16‐Sep‐14  16‐Sep‐14 

1  E1418  483680  5439436  1369  122.0  111.9  ‐55  17‐Sep‐14  18‐Sep‐14 

1  E1419  483845  5439568  1424  296.0  111.5  ‐79  19‐Sep‐14  22‐Sep‐14 

1  E1420  483845  5439568  1424  15.5  111.5  ‐65  22‐Sep‐14  22‐Sep‐14 

1  E1421  483851  5439632  1416  191  117  ‐66  22‐Sep‐14  24‐Sep‐14 

1  E1422  483851  5439632  1416  245  271.4  ‐89  24‐Sep‐14  26‐Sep‐14 

1  E1423  483807  5439502  1426  251.5  137  ‐81  26‐Sep‐14  28‐Sep‐14 

1  E1424  483762  5439436  1422  191  229.8  ‐89  28‐Sep‐14  30‐Sep‐14 

1  E1425  483762  5439436  1422  209  181.4  ‐61  30‐Sep‐14  01‐Oct‐14 

1  E1426  483670  5439671  1373  75  243.2  ‐90  01‐Oct‐14  02‐Oct‐14 

1  E1427  483670  5439671  1373  70.7  290.6  ‐69  02‐Oct‐14  03‐Oct‐14 

1  E1428  483670  5439671  1373  104  112.5  ‐65  03‐Oct‐14  04‐Oct‐14 

1  E1429  483674  5439243  1384  95  369.3  ‐90  04‐Oct‐14  05‐Oct‐14 

1  E1430  483674  5439243  1384  251  115.5  ‐48  05‐Oct‐14  07‐Oct‐14 

1  E1431  483674  5439243  1384  131.3  137.7  ‐66  13‐Oct‐14  14‐Oct‐14 

1  E1432  483850  5439665  1390  287  114.1  ‐60  14‐Oct‐14  17‐Oct‐14 

2  E1433  483989  5439776  1402  197  303.2  ‐72  21‐Nov‐14  23‐Nov‐14 

2  E1434  483989  5439776  1402  194  307.6  ‐72  21‐Nov‐14  25‐Nov‐14 

2  E1435  483914  5439723  1395  187.8  33.9  ‐59  26‐Nov‐14  29‐Nov‐14 

*UTM NAD83 Zone 11, by handheld GPS unit  6318.6 

Drilling was performed by Westcore Drilling Ltd. from Salmo, BC, using a Multi‐Power Discovery 1 or a Hydracore 2000 rig, using metric 3‐m rods. The BTW (48.5 mm) diameter core was not oriented. 

The drillholes ranged in length from 15.5 to 325.0 m, and reached a maximum vertical depth of 304.3 m from surface. The  end  target  for  most  drillholes  was  a  coarse‐grained  granite  body  that  occurs  beneath  the  tungsten‐bearing metasedimentary rocks, and which generally serves as a base to tungsten mineralization. 

The drilling rates averaged 61.3 m per day, including teardown, moving, and setup times. 

For 2014 drilling, the average recovery of good quality core was 98%, with 100% recovery in 93% of the runs. Cased runs, and weathered or faulted poorer recovery. 

The un‐lidded boxes of core from the 2014 drilling programs are stored on open timber racks at a fenced core facility located on the property. 

 

34 

 

 

Figure 5: Drillhole location map – Jersey‐Emerald Property 

 

35 

 

 

Figure 6: Drillhole location map – East Emerald Zone 

 

36 

 

10.2.1 UNITS  OF  MEASUREMENT 

An  imperial  local grid coordinate system used for drilling at Jersey‐Emerald. Historic collar  locations were converted to UTM NAD83, Zone 11 for the purposes of reporting. Drillhole collars for 2014 were collected  in UTM using a handheld global  positioning  system  (GPS)  unit. Drilling  and  logging was  performed  using metric  units  that were  converted  to imperial for inclusion in the historical dataset. 

The magnetic declination for mid‐2014 of +15.2° was determined using the calculator on the Natural Resources Canada website. Drilling was oriented perpendicular to the trend of mineralization at 100° to 120° azimuth, with several vertical holes, and a few variably oriented holes. 

10.2.2 CONVERSIONS 

The following conversions were used for work and reporting. 

WO3  =  W x 1.2611  lb = 0.453592 kg MoS2  =  Mo x 1.6681  kg = 2.20462 lbs g/T  =  ppm  ton = 2000 lbs %  =  10,000 ppm  tonne = 1000 kg ft  =  0.3048 m  ton = 0.90718474 tonnes m  =  3.28084 ft  tonne = 1.10231 tons 

10.3 EAST  EMERALD  TUNGSTEN  ZONE 

Drilling was on sections oriented at 110° spaced at approximately 40 to 100 m apart over a strike distance of 825 m. Drill pads were positioned on existing trails in a best‐fit manner; therefore, the section spacing was slightly irregular. One to three drillholes with varying orientations were collared at each pad. 

Appendix 3  is a  list of all the tungsten composites for all holes. The true thickness of  intercepts  is usually  less than the drilled length of the intercept. 

Several  historic  holes  passed  through  the  East  Emerald  zone with  the  intent  to  intersect  the  deep  Invincible  zone mineralization; therefore, many skarn bands were not sampled. All skarn intervals from the 2014 drilling were sampled.  

The directions described in section 6.3 are relative to drill section orientation; therefore, south means toward 220, and east means toward 110. 

Drillholes E1401 and E1402 were the most northerly of those drilled in 2014. They were drilled toward the east from a common  pad  as  infill  in  a  fan  of  historic  holes  drilled  from  the  same  location.  The  historic  holes were  selectively sampled; therefore, the results from the 2014 drillholes fill assay data gaps. The drillholes passed through argillite, with several tungsten‐bearing skarn zones, and then a thick limestone sequence. E1402, the farthest to the east, bottomed in granite with a mineralized skarn bed in sediments at the contact. Significant intercepts included 0.23% WO3 over 8.65 m (123.55‐132.20 m depth) in E1402. 

 

37 

 

Drillholes E1403 and E1404 were drilled vertically and toward the east from a single pad 65 m south of E1401 and E1402, within the areas with past drilling. The drillholes passed through argillite, with several tungsten‐bearing skarn zones, and then a  thick  limestone  sequence. E1404,  the  farthest  to  the east, bottomed  in granite. The bottom of E1412, with a mineralized skarn bed in sediments at the contact, similar to that in E1402, falls just a few metres to the east. Significant intercepts  included 0.49% WO3 over 2.75 m  (143.25‐146.00 m depth)  in E1404 and 0.59% WO3 over 2.65 m  (302.35‐305.00 m depth) in E1412. 

Drillhole E1412 was drilled toward the north from the same pad as E1411, so the majority of  its  length  is seen on the section 45 m south of E1403 and E1404. This hole occurs mostly  in argillite with several tungsten‐bearing skarn bands and a few thin limestone beds. A typical intercept includes 0.14% WO3 over 10.40 m (223.70‐234.10 m depth). 

Several drillholes fall on the section 90 to 120 m south from E1403 and E1404, with E1405 mostly directly south. The results of E1412 are discussed above. The vertical drillhole E1411  intersected an unexpected granitic body at 113 m, after passing through interbedded argillite and argillite with several skarns bands. The drillhole hosted 24.98 g/T Au over 10.20 m (116.80‐127.00 m depth) in silicified granite with coarse bismuthinite or brecciated skarn.  

Drillholes E1433 and E1434 were drilled toward the west, at slightly differing orientations,  from a pad upslope to  the east of E1411 in an attempt to expand on its gold results. A value of 68.3 g/T Au returned from a 0.65 m wide sample of granite‐skarn breccia  in  E1433 may  correlate with  the  gold‐bearing  structure of  E1411.  E1434 was not  successful  in intersecting additional gold mineralization, and the orientation of the gold‐bearing structure was not resolved. E1435, drilled to the north from the collar  location of E1413,  intersected a barren granitic unit; however,  it  is uncertain  if  it  is the  same  body  encountered  in  E1411.  All  three  holes  intersected  meter‐scale  zones  of  tungsten‐bearing  skarn. Significant intercepts include 3.65 g/T Au and 0.14% WO3 over 0.6 m (151.50‐152.10 m depth) in E1433, 2.81 g/T Au and 0.18% WO3 over 0.90 m  (159.6‐160.50 m depth)  in E1434, and 3.43 g/T Au over 1.00 m  (161.90‐162.90 m depth)  in E1435. 

Drillhole  E1413 was  drilled  80 m  south  of  E1411,  E1412,  and  E1433  to  E1435.  The  vertical  hole  intersected  broad sections of argillite with skarn beds, and short sections of  limestone. After  the argillite, E1413 passed through a  thick sequence of limestone, intersected a short faulted lamprophyre dyke, and ended in granite. This same sequence occurs in each historic drillhole of an underground fan that E1413 passes through. An example of mineralization includes 0.22% WO3 over 6.71 m (219.73‐226.44 m depth). 

Drillholes E1414 and E1432 were drilled from the same pad 80 m south of E1413. The vertical drillhole E1414 intersected broad sequences of argillite with thinner  limestone beds. Weakly mineralized skarnification occurred  in both units. As E1413, the drillhole intersected a thin lamprophyre dyke before entering granite. Significant intercepts include 0.35 WO3 over 4.00 m (207.90‐211.90 m depth).  

Drillhole E1432 passed  through argillite and  limestone beds, with several skarn beds, often with very strong  tungsten mineralization. Unlike E1414, E1432  intersected  several granite dykes or dykelets, did not pass  through  lamprophyre before entering granite, and contained a strongly mineralized skarn bed within the granite. The skarn bands contained significant  to  near‐massive  quantities  of  pyrrhotite.  Significant  intercepts  in  E1432  include  0.47% WO3  over  5.15 m (123.25‐128.40 m depth) in, and 1.14% WO3 and 1.56 g/T Au over 2.00 m (267.00‐269.00 m depth). 

 

38 

 

Drillholes E1421 and E1422 were collared from the same pad on a section 55 m south of E1414 and E1432. Portions of E1416,  located 45 m  to  the  south,  fell on  this  section. The  lithology of vertical drillhole E1422  is  similar  to  the east‐dipping E1421, and with E1414 to the north, consisting of alternating, similar thickness beds of argillite and  limestone with weak skarnification. E1421 ended early  in a relatively think granite unit that  likely correlates to the zone of dykes and dykelets  in E1432  to  the north, and which does not  represent  the  terminal granite. E1422 and E1416 both pass through a thin  lamprophyre dyke a few metres above the argillite‐granite contact. Typical  intercepts  include 0.12 WO3 over 3.10 m (131.00‐134.10 m depth) in E1416, and 0.13 WO3 over 4.7 m (222.30‐227.00 m depth) in E1422. There were no significant intercepts in E1421. 

Drillholes E1415, E1416, E1419,  and E1420 were drilled on  the  section 45 m  to  the  south of E1421  and E1422.  The lithology and mineralization of E1415  is the same as for E1416, discussed above. E1416 was a re‐drill of E1415, which was lost in the faulted lamprophyre dyke just before the terminal granite unit.  

Drillholes E1419 and E1420 were drilled from the same pad upslope from E1415 and E1416. The upper portions of both passed through the dolomite associated with the Emerald lead‐zinc, and returned elevated values of lead and zinc from sulphidic  zones. E1420 was  lost  in a  stope at 15.5 m, and E1419 passed  through  the  stope with only a  small  loss  in recovery.  The  lower  portions  of  E1419  intersected  skarn  beds with moderate  tungsten mineralization.  The  drillhole ended  in granite, marked with  lamprophyre at and near  the contact. Significant  intercepts  from E1419  include 0.33% WO3 over 6.45 m (243.85‐250.3 m depth). 

Drillholes E1409 and E1410 were drilled to the east from the same pad on a section 85 m south of E1415 and E1416. Both holes  intersected a broad  sequence of argillite with a  thinner bed of  limestone near  the collar. E1409 ended  in granite at 129.4 m and E1410 at 304.4 m. The intercepts from these and the historic drillholes indicate that the granite contact on the west side dips steeply to daylight, and occurs closer to surface this section southward. 

Drillhole  E1409  intersected  one wide  skarn  band with  some  higher‐grade  intercepts  just  above  the  granite  contact. E1410  intersected several skarn bands with moderate to strong tungsten mineralization. Significant  intercepts  include: 0.18 WO3 over 34.45 m (91.80‐126.25 m depth), including 0.50% WO3 over 4.50 m (97.25‐101.75 m depth) in E1409; and 0.19 WO3 over 10.25 m (162.35‐172.60 m depth), and  0.52% WO3 over 3.35 m (304.50‐308.10 m depth) in E1410. 

Drillholes E1406 to E1408 were drilled in a fan from the same pad 40 m south of E1409 and E1410. Drillhole E1423 was drilled toward the east on the same section from a pad upslope. E1423 begins with same limestone and dolomite units as E1419 and E1420, and  intersects argillite with skarn beds throughout  its  length. Drillholes E1406 to E1408  intersect the same thin limestone beds as in E1409 and E1410 before entering a sequence of argillite, with some skarn beds. All holes on this section ended in granite, representing a steep contact rising to daylight on the west.  

Drillholes E1406 and E1408 lacked significant tungsten mineralization. Drillholes E1407 and E1423 share an east‐dipping skarn band. Significant results from this skarns unit include 0.15% WO3 over 20.95 m (89.00‐109.95 m depth), including 0.30% WO3  over  4.00 m  (92.10‐96.10 m  depth)  in  E1407;  and  0.27% WO3  over  7.05 m  (198.75‐205.80 m  depth), including 0.39% WO3 over 1.15 m (24.65‐205.80 m depth) in E1423. 

Drillholes E1424 and E1425 were drilled from the same pad 75 m south of E1423. E1424 was a vertical hole lithological and mineralogically similar to E1423, with a one major tungsten‐bearing skarn band right above the granite contact. The 

 

39 

 

bottom of E1407, landed a few metres from the bottom of E1424, and both drillholes showed a lamprophyre dyke at the granite‐sediments contact. Most of E1425, drilled to the south, fell on the sections to the south. Significant  intercepts from E1424 include 0.23% WO3 over 11.8 m (164.20‐176.00 m depth). 

Drillholes  E1417  and  E1418 were  drilled  from  the  same  pad  60 m  south  of  E1406  to  E1408,  and  show  the  same sedimentary  sequences with weak  tungsten mineralization.  E1418  returned  0.23% WO3 over 1.85 m  (14.00‐15.85 m depth).  

The mineralized  intercept from drillhole E1425 occurred on a section 100 m south of the collar. E1425 passed through sequences of  limestone, dolomite, and argillite with  skarn beds. The best  tungsten mineralization occurred near  the bottom of the drillhole. The hole ended with the same lamprophyre at the argillite‐granite contact, as seen in several of the drillholes already described. E1425 intercepted 0.42% WO3 over 1.50 m (181.70‐183.20 m depth). 

Drillholes E1426  to E1428 were drilled  in a  fan  from a common pad 90 m south of E1417 and E1418.These drillholes intersected  thick  sequences of  limestone, a mafic  sill,  several  faults or breccia bands, and  thin  sections of  skarnified argillite. All drillholes end  in granite,  faulted at  its upper  contact,  closer  to  surface,  indicating  that  the granite  is has locally risen, but still retains the sharp westerly rise toward daylight. Significant intercepts include 0.42% WO3 over 0.70 m (33.85‐34.55 m depth) in E1427. 

Drillholes  E1429  to  E1431 were  drilled  in  a  fan  toward  the  east  and  southeast  from  a  common  pad  90 m  south  of drillholes E1426  to E1428. Vertical drillhole E1429 and  southeast dipping E1431 passed  through  similar  lithology of a long argillite sequence above  limestone, before ending  in granite with a faulted upper contact. Drillhole E1430 passed through  long sequences of  limestone and argillite before ending  in faulted rock that might have  indicated proximity to the granite. All drillholes  intersected weakly mineralized  skarn. Hole E1429  returned 0.20% WO3 over 6.15 m  (68.40‐74.55 m depth), including 0.49% WO3 over 2.15 m (68.40‐70.55 m depth). 

The 2014 drilling program was successful  in  identifying additional tungsten mineralization. The tungsten‐bearing zones consist  of mostly  persistent  parallel  skarn  bands  in  argillite  or  limestone  beds  that  dip moderately  to  the  east.  The drilling also identified a significant gold occurrence of undefined extent or orientation centered on E1411. 

10.4 PROTOCOLS 

The following protocols refer specifically to those used in 2014; however, there have been few changes in methodology throughout all phases of work at Jersey‐Emerald.  

10.4.1 DOWNHOLE  SURVEY  METHODOLOGY 

Downhole surveys were performed by the driller, during drilling, using a Reflex EZ‐Shot survey tool. Readings were taken every 50 m, with the first reading taken 6 m below the casing. The driller recorded the readings onto paper slips that were provided to the geologist daily. The geologist entered the data  into a spreadsheet, and the azimuth reading was converted from magnetic to true. The original paper slips were retained. 

 

40 

 

10.4.2 COLLAR  SURVEY  METHODOLOGY 

The geologist  located each drill using a compass and  tight chain, navigating  from known  locations. The collar  location was marked with a ribbon or picket, and foresight and backsight markers were placed when necessary. In 2014, drilling occurred on existing trails so very little earthwork was required. 

When the drillhole was completed, the hole was marked with a flagged wooden post bearing  a metal tag with drillhole information. If the marker fell in the middle of an active trail, then a picket with drillhole information was affixed to the roadcut wall.  

A local contractor accurately surveyed the drillhole collar location into local grid coordinates. The geologist recorded the metric UTM coordinates using a handheld Garmin 60Cx GPS unit. 

10.4.3 DRILL  CORE PROTOCOLS  

Drill  core was  placed  into  4‐foot  four  row wooden  boxes  by  the  driller’s  helper.  The  boxes were marked with  the drillhole number, and the box number. Open boxes were trucked from the drill to the core facility by the drill supervisor or the geologist at least once per day.  

The boxes were placed on tables, in order, and the core was washed, when necessary, to remove drilling products. The distance markers were reviewed for accuracy, and corrected when required. Each box was  labeled with start and end distances, as measured from the nearest distance marker. A metal tag, inscribed with the drillhole number, box number, and start and end distances was stapled to the left end of each box.  

The geologist who performed geotechnical and geological logging, collected measurements for density, marked samples, prepared tag books, and entered all data directly into a spreadsheet. 

A  simple  geotechnical  log  included measurements  of  core  recovery,  rock  quality  designation  (RQD),  and  a  count  of fractures.  

The geological log included a rock code, and a detailed description of lithology, structure, alteration, and mineralization. The core was first inspected using an ultraviolet (UV) lamp to locate potential tungsten mineralization. 

The densities of several 10 cm samples from various rock units in each drillhole were determined using the Archimedes method.  

The core was photographed both wet and dry, in sets of three boxes at a time. The digital photographs were renamed with the HoleID and from‐to information. 

A geotechnician affixed sample tags to the box, and then split and bagged the core. 

10.4.4 DATA MANAGEMENT 

Data from the 2014 program was imported from the data entry spreadsheet into the MS Access‐format (Access) project database for portability, querying, reporting, and for direct use with geological modeling programs. Both  Imperial and 

 

41 

 

metric  units  are  retained  in  the  database;  however,  in  order  to mesh with  the  historic  data,  the  primary  units  are Imperial. 

Assay results were vetted in real‐time using database queries. 

   

 

42 

 

11 SAMPLE PREPARATION, ANALYSES AND SECURITY 

11.1 SAMPLE  COLLECTION  

The sample collection procedures employed by Margaux meet or exceed  industry best practice guidelines. This report describes the methodologies employed by Margaux during 2014. 

A summary of sample preparation, analyses, and security for programs prior to 2014 is provided in “Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC, March 28, 2014” by Giroux and Grunenberg (2014). 

11.1.1 SOIL  SAMPLES 

Margaux did not collect any soil samples in 2014. 

11.1.2 ROCK  SAMPLES 

Margaux did not collect any rock samples in 2014. 

11.1.3 CORE  SAMPLES 

Core was split using a standard manual core splitter. Half of the core was placed into a labeled sample bag, along with a sample tag. The remaining half of the core was returned to the core box, where sample  intervals were marked with a sample tag. 

Core  was  continuously  sampled  along  selected  intervals,  honouring  lithological,  alteration,  and  mineralization boundaries.  

11.2 PREPARATION  AND  ANALYSES 

Samples were analyzed at Acme Analytical Laboratories Ltd. (AcmeLabs) or ALS Global (ALS), in Vancouver, BC. Samples analyzed at ALS were prepared in Kamloops, BC. Both laboratories are independent of Margaux. 

HoleID  LabID  Count (including QC samples) 

E1401‐ E1432  AcmeLabs  2657 

E1433‐E1435  ALS  349 

AcmeLabs  implements a quality system compliant with the  International Standards Organization (ISO) 9001 Model for Quality Assurance and ISO/IEC 17025 General Requirements for the competence of testing and calibration laboratories.  

ALS has  laboratories on every continent  that are accredited  to  ISO/IEC 17025:2005  for  specific procedures, while  the majority of  the  laboratories have  attained  ISO 9001:2008  certification.  The ALS quality program  includes monitoring sample preparation and analytical quality control data generated by  laboratories,  inter‐laboratory  test programs, and regular internal audits.  

 

43 

 

Each  laboratory  had  slightly  different  preparation  and  analytical  techniques;  however,  typically  core  samples were crushed, pulverized, and split. A 1 g sample was submitted for multi‐element ICP‐MS, with over‐grade samples analyzed by ICP‐ES. For precious metals, a 30 g sample was submitted for fire assay with a gravimetric finish or a 25 g sample was submitted for ICP‐MS. The procedures used at each laboratory are listed in Table 5. A full description of each procedure can be viewed on each laboratory’s website.  

Table 5: Analytical procedures by laboratory 

LabID  LabCode  Description 

AcmeLabs 

PRP70‐250 AQ251 KP300‐W MA370 FA530 

Crush, split and pulverize 250g rock to 200 mesh 1:1:1 Aqua regia digestion Ultratrace ICP‐MS analysis for 37 element Phosphoric acid leach, ICP‐ES analysis for overgrade W 4‐acid Digestion ICP‐ES finish for overgrade Mp, Pb, Zn Lead collection fire assay 30 g fusion – Gravimetric  finish for overgrade Au, Ag 

ALS 

CRU‐31, PUL‐31 ME‐MS41 Au‐ST43 

Au‐AROR43 

Fine crushing – 70% <2 mm, Pulverize split to 85%<75 µm Aqua Regia digestion, ICP‐MS analysis for 51 elements Aqua Regia digestion (25 g), ICP‐MS analysis for gold Aqua Regia digestion (25 g), ICP‐MS analysis for overgrade gold 

In all cases, an over‐grade assay result has precedence over the original ICP result. 

Pulps and rejects were discarded by the laboratories after 90 days. 

11.2.1 QUALITY  ASSURANCE  PROTOCOLS 

Margaux  implemented a  rigorous quality assurance program  that  included  the blind  insertion of commercial certified reference materials (standards), field blanks, and field duplicates into the sample stream.  

One  tungsten  standard  (Phases 1 and 2) and one gold  standard  (Phase 1) were used  to monitor  the accuracy of  the laboratory.  The  samples were  purchased  CDN  Resource  Laboratories  Ltd.  (CDNLabs)  in  Langley,  BC.  Standards were inserted into the sample stream at a ratio of 20:1. 

Blanks, which were used to monitor contamination and sample mix‐ups, were inserted into the sample stream at a ratio of 20:1. Blank material consisted of whole or crushed material from a local facing stone supplier. 

Field duplicates were used  to measure  the precision and  reproducibly of  the analytical  result of  the core. They were created by halving the halved core at a ratio of 1:20, and submitting each quarter as a unique sample.  

Table 6 lists the types of samples by drillhole. 

Table 6: Summary of sample types by drillhole 

Count 

HoleID  All (including QC)  Core  SRM  FB  FD 

E1401  75  67  3  3  2 

 

44 

 

Count 

HoleID  All (including QC)  Core  SRM  FB  FD 

E1402  116  97  7  5  7 

E1403  76  65  4  4  3 

E1404  71  62  3  4  2 

E1405  86  73  5  4  4 

E1406  16  14  0  1  1 

E1407  46  37  3  2  4 

E1408  25  21  1  1  2 

E1409  92  76  5  5  6 

E1410  256  218  13  12  13 

E1411  81  69  4  4  4 

E1412  151  128  7  8  8 

E1413  146  124  8  7  7 

E1414  116  98  6  6  6 

E1415  93  78  5  5  5 

E1416  70  61  4  3  2 

E1417  20  17  1  1  1 

E1418  44  39  2  2  1 

E1419  147  126  8  6  7 

E1420  15  12  1  1  1 

E1421  55  48  2  3  2 

E1422  126  108  6  6  6 

E1423  151  130  7  8  6 

E1424  64  54  4  3  3 

E1425  111  95  6  5  5 

E1426  8  6  1  0  1 

E1427  22  19  1  1  1 

E1428  18  15  1  1  1 

E1429  46  40  1  3  2 

E1430  77  65  1  7  4 

E1431  53  45  1  4  3 

E1432  184  157  4  14  9 

E1433  122  102  6  6  8 

E1434  113  96  6  5  6 

E1435  114  98  5  6  5 

All  3006  2560  142  156  148 

There were no quality control issues for the 2014 assay data. A detailed analysis of the 2014 quality assurance program is provided in Chapter 12, Data Verification. 

 

 

45 

 

11.3 SECURITY 

Core logging, splitting, and sampling was conducted within a secure core facility situated on the property. Access to this facility was restricted to Margaux personnel. 

All core  samples were prepared  for  shipment within  the core  facility. Samples were placed  into  fibre bags  that were sealed with a numbered plastic locking tag, and stored at the facility. The contents of each bag were recorded. Every few days Margaux  personnel  delivered  a  shipment  to  the Westcore  yard  in  Salmo.  Overland West  Freight  Lines,  from Castlegar, retrieved the samples and delivered them directly to the AcmeLabs or ALS facilities in Vancouver or Kamloops. Margaux personnel delivered two shipments directly to the preparation laboratory in Kamloops. 

There were no  reported  incidences of  tampering or damage  to  the  samples. The  laboratories employed high‐quality preparation, quality assurance, and security protocols after the samples were in their possession. 

11.4 CONCLUSIONS 

It  is  the opinion of  the authors  that  the sampling protocols, analytical and quality assurance procedures, and security measures used by Margaux at the Jersey‐Emerald project meet or exceed best practice guidelines. 

   

 

46 

 

12 DATA VERIFICATION 

Data  used  in  the  preparation  of  this  report  were  generated  by Margaux  during  2014,  and  by  Sultan  during  past exploration programs. All physical and/or digital data  is  stored  in Margaux’s office  in  Salmo, or  in  Sultan’s offices  in Vancouver and Salmo.  

Mr. Grunenberg has managed or otherwise participated in most of the work programs since 1993. Ms. Park participated during the 2014 drilling program, during which time she implemented and managed rigorous real‐time data verification. Mr.  Giroux  has  estimated  mineral  resources  for  the  property  on  several  occasions  since  2006,  and  consistently performed data checks to ensure he was working with suitable data.  

There  is no  reason  to doubt  the accuracy or  veracity of  the geological exploration data  that  is presented as written material and as illustrations on maps, sections, or diagrams. 

Giroux and Grunenberg  (2014) provide a summary of data verification used prior to 2014  in “Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC, March 28, 2014”. 

12.1 FIELD  VERIFICATION 

Verification activities conducted during the 2014 drilling program included: 

• Observation and review of core storage,  core splitting, core sampling, and sample shipping 

• Observation and review of geological logging, geotechnical logging, and density measurement procedures 

• Confirmation of drillhole collar locations 

• Verification of downhole survey records 

• Evaluation of quality assurance program 

The data verification for the purposes of this report was of the work completed by Margaux in 2014. In all cases, errors were corrected as they were found. 

Overall,  it  is the opinion of the author that Margaux has applied  industry‐standard practices, and that the  information used for resource estimation meets or exceeds CIM best practice guidelines. 

   

 

47 

 

12.2 ASSAY  RESULTS  VERIFICATION  

12.2.1 QUALITY  ASSURANCE  PROTOCOLS 

Margaux implemented a quality assurance program that included the blind insertion of certified standards, blanks, and field duplicates into the sample stream.  

Standards 

One tungsten standard, CDN‐W‐4 (W4), was used for all phases of drilling. Gold standard CDN‐GS‐4E (GS4E) was used during the second phase of drilling. The standards (Table 7) were used to monitor the accuracy of the laboratories. The samples were purchased from CDN Resource Laboratories Ltd. in Langley, BC. The insertion rate was 1:20. 

Table 7: Standards used during the 2014 program 

Standard ID Tungsten (%)  Copper (%)  Molybdenum (%)  Gold (ppm) 

Mean  SD  Mean  SD  Mean  SD  Mean  SD 

CDN‐W‐4  0.366  0.012  0.139  0.004  0.110  0.004  0.319*  0.020* 

CDN‐GS‐4E  4.190  0.095 

*Provision value (RSD=6.4%); therefore, cannot be used to monitor accuracy 

Blanks 

Blanks, which were used to monitor contamination and sample mix‐ups, were inserted into the sample stream at a ratio of 20:1. Blank material consisted of facing stone that was purchased from a local facility. 

Field Duplicates 

Field duplicates were used  to measure  the precision and  reproducibly of  the analytical  result of  the core. They were created by halving the halved core approximately every 20 samples, and submitting each quarter as a sample.  

12.2.2 QUALITY  ASSURANCE  DISCUSSION  

In 2014, Margaux submitted 3,006 core samples,  including 446 quality control samples,  for assay  (Table 8). AcmeLabs and ALS run rigorous  internal quality control programs that  incorporate the use of standards, blanks, and preparation and pulp duplicates. The results of the laboratories’ QC programs are not discussed in this report. 

Table 8: Summary of drilling program samples 

Sample Code  Sample Type  Count  Percentage of Total 

1‐ORG  Original core sample (1/2 split)  2,412  80.2 

1‐OFD  Original core sample (1/4 split)  148  4.9 

2‐FDU  Duplicate core sample (1/4 split)  148  4.9 

BLK  Blank  156  5.2 

SRM_W4  Standard  134  4.5 

 

48 

 

Sample Code  Sample Type  Count  Percentage of Total 

SRM_GS4E  Standard  8  0.3 

Total    3,006  100.00 

Control  samples were  vetted  immediately after  the  results were  received  from  the  laboratories by using a database query that employed the rules described in Table 9. 

Table 9: Rules for evaluating quality control samples 

Sample Type  Rules 

Standard 

Failures: 1. If a result falls outside of three standard deviations from the mean value of the standard, it has failed. The samples 

between the nearest control samples with valid results must be re‐assayed.  

2. If the results of two consecutive samples fall outside of two standard deviations from the mean value of the standard, on the same side of the mean, then they have failed. The samples between the nearest control samples with valid results must be re‐assayed. 

 Exceptions: 1. If the failure is due to a sample mix‐up, then the error must be corrected, but no new assay is required. 2. If the failure occurs within a batch of insignificant results, then the samples do not necessarily need to be re‐assayed. 

Blank Warning: If a result is greater than ten times the lower detection level for the element, then is a warning. The cause for the warning must be investigated, and corrective action taken if required. 

Field Duplicate  If a duplicate pair deviates widely from the ideal, then the reason must be investigated, and corrected if necessary. 

Standards 

The results for standard W4 were vetted for tungsten, copper, and molybdenum. There were no failures for copper and molybdenum.  Two  failures  for  tungsten  did  not  occur within  significantly mineralized  rock;  therefore,  no  corrective actions were taken. 

Standard W4 (Figure 7) showed a slight positive bias with a moderate positive trend.  

There were no analytical failures for standard GS4E. Due to the small sample set, the results were not charted. 

 

49 

 

 

Figure 7: Control chart for standard W4 

Blanks 

The results for most blanks fell within acceptable  levels (Figure 8); however, there were a few outliers. There were no signs of contamination or mix‐ups. 

The  facing  stone used  as  a blank had not been  tested or  certified;  therefore,  there might have been  some  intrinsic tungsten that has affected the results. 

 

Figure 8: Control chart for blanks 

 

 

0.325

0.345

0.365

0.385

0.405

0 20 40 60 80 100 120

Concentration W (%

)

Sequence

Standard W4

W Mean +3SD ‐2SD ‐2SD ‐3SD Linear (W)

‐5

0

5

10

15

20

25

30

35

0 20 40 60 80 100 120 140

Concentration W (ppm

)

Sequence

Field Duplicates

W Warning

 

50 

 

Field Duplicates 

The  XY  chart  (Figure  9)  comparing  the  original  versus  the  field  duplicate  value  shows  appropriate  scatter  about  an idealized trend but there is a minimal positive bias for the original when compared to the duplicate.  

A study of the mean value versus the percent absolute difference (Figure 10) between paired values indicates an overall degree of precision of about 10% between field duplicate pairs, with more variability at lower concentrations. 

 

Figure 9: XY chart for field duplicates 

 

Figure 10: Precision chart for field duplicates   

R² = 0.9248

0

1000

2000

3000

4000

5000

6000

7000

8000

0 1000 2000 3000 4000 5000 6000 7000 8000

Duplicate Concentration

Original Concentration

Field DuplicateTungsten (ppm)

W Ideal Linear (W)

0102030405060708090

100

0 1000 2000 3000 4000 5000 6000 7000

Absolute Difference (%

)

Mean (ppm)

Field DuplicateMean v. Percent Absolute  Difference (Tungsten ppm)

W 20 per. Mov. Avg. (W)

 

51 

 

13 MINERAL PROCESSING AND METALLURGICAL TESTING 

Margaux has not undertaken any mineral processing or metallurgical testing since acquiring the property. 

Giroux and Grunenberg (2014) provide a summary of mineral processing or metallurgical testing undertaken by previous operators in “Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC, March 28, 2014”. 

   

 

52 

 

14 MINERAL RESOURCE ESTIMATE 

14.1 INTRODUCTION 

At the request of Margaux, Gary Giroux, P. Eng, of Giroux Consultants Ltd.  in Vancouver, BC, has prepared an updated tungsten resource estimate for the Jersey‐Emerald property.  

This  tungsten  resource  comprises  several  different  discrete  tungsten‐bearing  bodies:  Invincible,  Dodger,  and  East Dodger zones, which were estimated in 2006 (Giroux and Grunenberg, 2006); and the Emerald, and East Emerald, which were estimated in 2009 (Giroux and Grunenberg, 2009). 

The East Emerald resource, the subject of this report, was updated to reflect the results of Margaux’s 2014 drill program in that area. 

14.2 GEOLOGIC  INTERPRETATION  AND  TOPOGRAPHY  

Margaux provided  a  set  of  22  three‐dimensional  (3D) wireframes  that  represented  the maximum  limits of  tungsten mineralization in the East Emerald zone (Figures 11 and 12), the topographic surface, and the underground workings. 

 

Figure 11: View looking SE showing mineralized solids in red, underground workings in green, surface topography in grey, and drillhole traces in light green 

 

53 

 

 

Figure 12: View looking NE showing mineralized solids in red, underground workings in green, surface topography in grey, and drillhole traces in light green 

Gemcom GEMS  6.0 Desktop  (GEMS,  now GEOVIA GEMS) was  used  for  interpretation  and modeling.  Polylines were created  on  sections  spaced  150  ft  apart,  and  were  snapped  to  drillhole  assay  intercepts.  Supplemental  work  was performed using Gemcom Surpac (Surpac, now GEOVIA Surpac). 

The  topographic  surface  used  for  the  estimation  was  from  the  1:20,000  topography maps  as  provided  by  the  BC Government Terrain Resource Management mapping program. 

14.3 STATISTICS  AND  GRADE  CAPPING  

Margaux  provided  a  database  that  contained  basic  collar,  survey,  assay,  lithological,  and  density  data  for  5,077 drillholes,  for  approximately  623,900  ft,  within  the  Jersey‐Emerald  property.  Margaux  is  responsible  for  all  data management. 

Drillholes were  passed  through  the  solids  that  represented  tungsten mineralization  (solids).  Sample  intervals were tagged with  a  code  indicating  if  they were  inside  or  outside  a  solid. Of  the  records  provided  in  the  database,  102 drillholes, for 50,076 ft, intersected the solids (Appendix 2).  

Of the samples assayed for WO3 a  lesser number were tested for MoS2 and Au. Samples not assayed for MoS2 and Au were left blank for these variables. Gaps between assayed intervals were replaced with a nominal 0.0001% WO3, taking the total number of WO3results within the East Emerald solids to 1,725. Assay results  for WO3, MoS2, and Au reported as ‐99 were replaced with 0.0001% WO3, 0.0001% MoS2 and 0.0001 g/T Au. 

 

 

The s

Table

Numb

Mean

Stand

Minim

Maxim

Coeffi

Logn

For Wthe devenWO3 

Figur

A sim

The e

Table

statistics for a

e 10: Statistic

ber of Assayed V

 

ard Deviation 

mum Value 

mum Value 

cient of Variatio

ormal cumula

WO3,  four ovedata with a mt, and populaassays.  

re 13: Lognor

milar methodo

effects of cap

e 11: Statistic

assay results w

cs for WO3 gra

Values 

on 

ative frequen

erlapping  logmean of 2.73ations 4 repr

mal cumulati

ology was use

pping, adjuste

cs for capped 

within the Ea

ades in East E

ncy plots were

gnormal popu% WO3  is coesents  intern

ive frequency

ed to cap six M

ed the mean g

WO3 grades f

ast Emerald so

Emerald solid

e produced fo

ulations werensidered erranal waste and

y plot for WO

MoS2 results 

grade and coe

for East Emer

olids are tabu

WO3 (%) 

1,725 

0.124 

0.216 

0.0001 

4.210 

1.740 

or each variab

e observed  (Fatic high gradd gaps  in the 

3 at East Eme

at 0.50%, and

efficient of va

rald 

ulated below 

M

ble within the

igure 13). Pode, populatioassay results

erald 

d seven gold r

ariation slight

(Table 10). 

MoS2 (%) 

1,372 

0.017 

0.061 

0.0001 

0.929 

3.680 

e East Emeral

opulation 1, wons 2 and 3  rs. A  level of 1

results at 12 g

tly downward

A

0

6

1

ld mineralized

which represerepresent  the1.6 % was use

 

g/T. 

d (Table 11).

54

Au (g/T) 

1,139 

0.421 

4.279 

0.0001 

69.900 

10.160 

d solids.   

ents 0.31% oe mineralizinged to cap five

of g e 

 

55 

 

WO3 (%)  MoS2 (%)  Au (g/T) 

Number of Assayed Values  1,725  1,372  1,138 

Mean  0.121  0.016  0.178 

Standard Deviation  0.184  0.050  1.068 

Minimum Value  0.000  0.000  0.000 

Maximum Value  1.600  0.500  12.000 

Coefficient of Variation  1.520  3.160  5.990 

14.4 COMPOSITING  

Downhole composites with a length of 10 ft were produced for the segments of drill holes within the solids. A composite with  less  than  5  ft  left  at  the  end  of  holes was  joined with  the  adjoining  sample  to  produce  a  uniform  support  of composites 10 ± 5 ft.   

For intervals of holes with missing assay results, a nominal 0.0001% WO3 was inserted. Statistics for 10 ft composites are shown in Table 12.   

Table 12: Statistics for 10 ft composites for East Emerald 

WO3 (%)  MoS2 (%)  Au (g/T) 

Number of Composites  875  676  547 

Mean  0.098  0.015  0.116 

Standard Deviation  0.114  0.038  0.692 

Minimum Value  0.000  0.000  0.000 

Maximum Value  0.988  0.500  12.000 

Coefficient of Variation  1.160  2.580  5.990 

14.5 VARIOGRAPHY  

The  10  ft  composites within  the  East  Emerald  zone were  examined  using  pairwise  relative  semivariograms. Nested anisotropic  spherical models were  fitted  along  the  strike  and down dip of  the  solids  for  all  variables. The maximum continuity of 150 ft for tungsten mineralization within the East Emerald zone was along azimuth 115° and dip ‐30°. The semivariogram parameters are summarized in Table 3 and the models are shown in Appendix 3. 

Table 13: Semivariogram parameters for East Emerald 

Zone  Variable  Azimuth  Dip  Nugget Effect  Short Structure  Long Structure  Short Range (f )

Long Range (f )

East Emerald 

WO3 

25  0 

0.38  0.18  0.29 

30  60 

295  ‐60  30  70 

115  ‐30  15  150 

MoS2 

25  0 

0.35  0.22  0.25 

40  70 

295  ‐60  45  70 

115  ‐30  30  60 

 

56 

 

Zone  Variable  Azimuth  Dip  Nugget Effect  Short Structure  Long Structure  Short Range (f )

Long Range (f )

Au 

25  0 

0.33  0.4  0.42 

40  60 

295  ‐60  30  50 

115  ‐30  15  20 

14.6 BLOCK  MODEL  

A block model with block dimensions 25 x 25 x 25 ft were placed over all solids with the proportion of each block below the topographic surface and inside the solid recorded. The block model parameters are listed in Table 14. 

Table 14: Block model parameters 

Parameter  Local Coordinate  Row/Column/Level Size (ft)   Row/Column/Level Count 

Lower Left Corner Easting  6525 E  25  106 

Lower Left Corner Northing  6260 N  25  170 

Top of Model Elevation  5175  25  64 

Rotation  No rotation 

For  each  block,  the  percentage within  underground workings was  also  recorded.  If  there were  some  underground workings within an estimated block,  the percentage of underground workings was always assumed  to be within  the mineralized solid and was subtracted out. 

14.7 GRADE  INTERPOLATION 

Grades for WO3, MoS2 and Au were  interpolated  into the block model by Ordinary Kriging. Search ellipses to constrain the kriging runs were based on the ranges of the semivariograms along the three principal directions of anisotropy.   

A minimum of  four composites were  required  to estimate a block with a maximum of  three allowed  from any single drillhole. A maximum of 12 composites were allowed, and if more than 12 composites were found, the closest 12 were used.  

The blocks were estimated in a series of runs or passes (Table 15), with the search ellipse for Pass 1 set at one quarter (¼) the ranges of the semivariogram. For blocks not estimated during Pass 1, the search ellipse was expanded to one half (½)  the  ranges of  the  semivariogram and  the kriging exercise was  repeated. For blocks  still not estimated  the  search ellipse was expanded to the full range of the semivariogram. Finally, a fourth pass using dimensions of the search ellipse equal to twice the semivariogram range was used to fill in blocks still not estimated.   

Table 15: Kriging search strategy for WO3 East Emerald 

Variable  Pass  Direction  Distance (ft)  Direction  Distance (ft)  Direction  Distance (ft) 

WO3 

1  Az 25  Dip 0  15  Az 295 Dip ‐60  17.5  Az 115 Dip ‐30  37.5 

2  Az 25  Dip 0  30  Az 295 Dip ‐60  35  Az 115 Dip ‐30  75 

3  Az 25  Dip 0  60  Az 295 Dip ‐60  70  Az 115 Dip ‐30  150 

 

57 

 

Variable  Pass  Direction  Distance (ft)  Direction  Distance (ft)  Direction  Distance (ft) 

4  Az 25  Dip 0  120  Az 295 Dip ‐60  140  Az 115 Dip ‐30  300 

14.8 BULK  DENSITY 

During 2008, the specific gravity (SG) of 100 pieces of core from drillholes from the East Emerald zone was determined at site using the Archimedes method. During 2014, 501 SG of samples representing a variety of grade ranges, lithologies, and  locations were determined using the same method. The specific gravity for each sample was calculated using the formula: SG = (Mass in Air) ÷ (Mass in Air – Mass in Water). 

The  East  Emerald  tungsten mineralization  consists of bands of  fine, disseminated  scheelite  grains  in  garnet‐diopside skarn  containing  varying  amounts  of  pyrrhotite.  Each  density measurement  was  assigned  to  a WO3  result. Where multiple measurements were taken from the same sample interval, the results were averaged. This resulted in 456 WO3 assay results with specific gravity values.  

The results of density samples taken from both mineralized and un‐mineralized sections of core within the skarn zone were sorted in four WO3 grade ranges (Table 16). 

Table 16: Summary of specific gravity determinations in East Emerald 

WO3 Grade Range (%)  Count  Minimum SG  Maximum SG  Average SG 

> 0.0 < 0.10  99  1.87  5.66  3.22 

≥ 0.10 <0.30  87  2.71  4.72  3.31 

≥ 0.30  32  2.82  6.56  3.36 

Outside Mineralized Solids  238  1.61  4.92  2.98 

Bulk density is a function of the tungsten grade within a sample. This increase in SG is also the result of increased garnet and diopside content with increased scheelite.  

Blocks within the mineralized zone, but with grades less than 0.10% WO3, were assigned an average SG of 3.22 (tonnage factor of 9.95 ft³/t). Blocks with grades from 0.1 to 0.3% WO3 were assigned a specific gravity of 3.31 (tonnage factor of 9.95 cubic feet per ton (ft³/t)). Blocks with grades greater than 0.3% WO3 were assigned a value of 3.36 (tonnage factor of 9.54 ft³/t). The parts of blocks in the waste surrounding the skarn zone were assigned a value of 2.98 (tonnage factor of 10.76 ft³/t).  

14.9 CLASSIFICATION 

The delineated mineralization in the East emerald zone was classified as a mineral resource according to CIM Definition Standards on Mineral Resources and Mineral Reserves (CIM, 2014) and NI 43‐101. 

 

 

58 

 

14.10 RESULTS 

Geologic continuity of the East Emerald tungsten zones has been established through core drilling. Grade continuity has been quantified through the use of the semivariograms.  

Within  the  East  Emerald  zone,  the  blocks  are  classified  as  indicated  and  inferred  based  on  grade  continuity.  Blocks estimated in Passes 1 to 3, using search ellipse dimensions of up to the full range of the semivariogram were classified as indicated. The remaining blocks estimated were classified as inferred. 

Ongoing economic  evaluation  of  the property since  2009,  and  specifically  for  the  East  Emerald  deposit, indicate  that operating costs may be considerably  lower  than  for most underground mines of  similar  size. The encouraging factors are:   

• The mineralized zone dimensions are suited to mechanized mining; • there is continuity of mineralization; • there are good ground conditions;   • and mine development is by large drift from surface (no shaft). 

There are existing underground access drifts available for further exploration and for future development. The project is located in  a  well‐developed  area  with ample reliable  power,  natural  gas,  communications,  and transportation services. Well‐established infrastructure such as homes, schools, and medical service is also available. The location offers a moderate  climate and moderate  topography. There has been a positive  response  from members of  the  community and surrounding areas where historical mining has been conducted. There are few environmental or cultural issues. 

These factors result in advantageous  capital and operating costs comparative to other locations. Therefore, a lower cut‐off than used in previous resource reports for the entire property is indicated. 

The following grade‐tonnage tables (Tables 17 and 18) outline the results at a series of WO3 cut‐off grades if mining to the  limits of the mineralization solids could be accomplished. No edge dilution has been  included.   A cut‐off of 0.15 % WO3 has been highlighted as a possible underground cut‐off. 

The  results  for  the  East  Emerald  zone within  the  solids  representing  tungsten mineralization  provide  an  indicated resource of 561,000 t averaging 0.20% WO3 at a 0.15% cut‐off. The inferred resource is 3,560,000 t with average grade of 0.22% WO3 at 0.15% cut‐off. 

 

 

59 

 

Table 17: East Emerald indicated resource within mineralized solids 

Cut‐off (% WO3) 

Tonnage > Cut‐off (t) 

Grade > Cut‐off (% WO3) 

Grade > Cut‐off (% MoS2) 

Grade > Cut‐off (g/T Au) 

Pounds WO3 (lb) 

0.02  3,103,000  0.099  0.014  0.09  6,143,940 

0.04  2,664,000  0.111  0.014  0.07  5,914,080 

0.06  2,143,000  0.126  0.014  0.06  5,400,360 

0.08  1,736,000  0.139  0.014  0.06  4,826,080 

0.1  1,259,000  0.157  0.014  0.06  3,953,260 

0.12  903,000  0.176  0.015  0.06  3,178,560 

0.14  672,000  0.192  0.015  0.05  2,580,480 

0.15  561,000  0.201  0.014  0.05  2,255,220 0.16  495,000  0.207  0.014  0.04  2,049,300 

0.18  349,000  0.223  0.013  0.03  1,556,540 

0.2  230,000  0.24  0.013  0.03  1,104,000 

0.22  124,000  0.266  0.011  0.03  659,680 

0.24  70,000  0.295  0.012  0.03  413,000 

0.26  51,000  0.312  0.013  0.01  318,240 

0.28  36,000  0.33  0.014  0.01  237,600 

0.3  25,000  0.347  0.013  0.01  173,500 

Table 18: East Emerald inferred resource within mineralized solids 

Cut‐off (% WO3) 

Tonnage > Cut‐off (t) 

Grade > Cut‐off (% WO3) 

Grade > Cut‐off (% MoS2) 

Grade > Cut‐off (g/T Au) 

Pounds WO3 (lb) 

0.02  18,690,000  0.108  0.016  0.07  40,370,400 

0.04  16,630,000  0.118  0.016  0.06  39,246,800 

0.06  14,260,000  0.129  0.017  0.06  36,790,800 

0.08  11,480,000  0.144  0.017  0.07  33,062,400 

0.1  8,640,000  0.161  0.017  0.08  27,820,800 

0.12  6,350,000  0.18  0.018  0.09  22,860,000 

0.14  4,310,000  0.204  0.018  0.1  17,584,800 

0.15  3,560,000  0.217  0.018  0.1  15,450,400 0.16  2,980,000  0.229  0.017  0.1  13,648,400 

0.18  1,980,000  0.26  0.016  0.09  10,296,000 

0.2  1,330,000  0.294  0.015  0.11  7,820,400 

0.22  916,000  0.333  0.015  0.12  6,100,560 

0.24  783,000  0.35  0.014  0.13  5,481,000 

0.26  693,000  0.363  0.013  0.14  5,031,180 

0.28  617,000  0.375  0.013  0.16  4,627,500 

0.3  519,000  0.391  0.013  0.18  4,058,580 

 

 

 

60 

 

Table 19: Summary of all tungsten resources  

Year  Item  Deposit  Classification Cut‐off (%) 

Tons>Cut‐off (t) 

Grade (%) 

Pounds (lb) 

  

2006   

WO3 

 Dodger 

East Dodger Invincible 

Measured 

0.15 

1,200,000  0.379  9,096,000 

Indicated  1,310,000  0.365  9,563,000 

Measured + Indicated  2,510,000  0.372  18,659,000 

Inferred  1,210,000  0.397  9,607,000 

2009  Emerald  Inferred  710,000  0.346  4,913,200 

2015  East Emerald Indicated  561,000  0.201  2,255,220 

Inferred  3,560,000  0.217  15,450,400 

2006+2009+2015  Combined Measured + Indicated  3,071,000  0.341  20,914,220 

Inferred  5,480,000  0.273  29,970,600 

Note: Ongoing economic evaluation  indicates that the operating cost for the East Emerald deposit will be significantly lower than for the other deposits, resulting in a lower cut‐off grade for the East Emerald than is shown above.  

14.10.1 MODEL  VERIFICATION  

The block model was verified by comparing the estimated block grades to composite grades on a series of level plans through the East Emerald zone. Example plots are shown on 100 ft spacing from elevation 4260 down to 3860 in Figures 7 to 11. There was good agreement with no bias indicated.  

14.11 SUMMARY  OF  ALL  MINERAL  RESOURCES 

The update to the  tungsten resource of the East Emerald zone was the subject of  this  technical report. However,  the mineral resources for the entire Jersey‐Emerald property are summarized below (Table 20). 

14.11.1 TUNGSTEN  (2015) 

On March 2, 2015, Margaux reported the results of a tungsten resource estimate for the property, which incorporated the  updated  estimation  for  the  East  Emerald  zone.  The  estimates  for  the  tungsten  resources  for  all  other  zones (Emerald, Invincible, and Dodger) were not changed. 

The  East  Emerald  zone  has  an  estimated  indicated  tungsten  resource  of  561,000  t  averaging  0.201% WO3,  and  an inferred tungsten resource of 3.560 Mt averaging 0.217% WO3, using a 0.15% WO3cut‐off.

For the property, a weighted average of the 2006, 2009, and 2015 tungsten resource estimates, using a 0.15% WO3 cut‐off  grade,  yields  a  total M+I  resource  of  3.071 Mt  averaging  0.341% WO3,  and  an  inferred  resource  of  5.480 Mt averaging 0.273% WO3. 

 

61 

 

 

Figure 14: 4260‐level plan showing estimated WO3 blocks 

7000E

7000E 7500E

7500E 8000E

8000E 8500E

8500E

650

0N

650

0N

700

0N

700

0N

750

0N

750

0N

800

0N

800

0N

850

0N

850

0N

900

0N

900

0N

950

0N

950

0N

100

00N

100

00N

0.0058

0.0067 0.0066 0.0065

0.0061 0.0056 0.0058 0.0054

0.0061 0.0054 0.0054

0.0059 0.0022 0.0022

0.0022 0.0022

0.0022 0.0022 0.0022

0.0022 0.0022

0.0078

0.0002 0.0002

0.0002 0.0002

0.0002

0.0071 0.0006 0.0006 0.0006 0.0006

0.0071 0.0006 0.0006 0.0006 0.0008 0.0008 0.0008 0.0007

0.0071 0.0007 0.0009 0.0009

0.0071

0.0071

0.0099

0.0009 0.0009

0.0011 0.0009 0.0009 0.0009 0.0009

0.0009 0.0009 0.0009 0.0009 0.0011 0.0009

0.0007 0.0071

0.0092 0.0092 0.0092

0.0118

0.0118

0.0483

0.0456 0.0389

0.0405 0.0402 0.0450 0.0461

0.0433 0.0431 0.0498

0.0433

0.0249 0.0249

0.0249 0.0249 0.0249 0.0249

0.0249 0.0249 0.0249 0.0249

0.0249 0.0249 0.0249 0.0249

0.0433 0.0404 0.0372 0.0249 0.0249 0.0249

0.0433 0.0404 0.0443 0.0440 0.0249 0.0249

0.0433 0.0481 0.0443 0.0441 0.0370 0.0376

0.0433 0.0404 0.0404 0.0404

0.0433 0.0433 0.0433

0.0259

0.0467 0.0467

0.0467 0.0467 0.0467 0.0433

0.0434 0.0435

0.0498 0.0465 0.0465 0.0465

0.0465 0.0466 0.0468

0.0472 0.0220

0.0438 0.0207

0.0410 0.0183

0.0436 0.0197

0.0425 0.0381 0.0319

0.0499 0.0499

0.0428 0.0428 0.0428 0.0499

0.0428 0.0428 0.0499

0.0428 0.0428

0.0499

0.0331 0.0308 0.0294 0.0294 0.0238 0.0234 0.0230

0.0431 0.0370 0.0288 0.0241 0.0285 0.0285 0.0308 0.0239 0.0111

0.0358 0.0467 0.0424 0.0376 0.0371 0.0314 0.0289 0.0241 0.0285 0.0285 0.0191 0.0102

0.0421 0.0499 0.0457 0.0363 0.0316 0.0241 0.0241 0.0285 0.0157 0.0217 0.0111

0.0381 0.0417 0.0458 0.0448 0.0390 0.0373 0.0473 0.0315 0.0151 0.0224 0.0158 0.0191

0.0304 0.0350 0.0185 0.0290 0.0341 0.0453 0.0446 0.0393 0.0392 0.0280 0.0280 0.0326

0.0461 0.0304 0.0333 0.0183 0.0310 0.0346 0.0344 0.0413 0.0423 0.0473 0.0474 0.0403 0.0317 0.0459 0.0327

0.0427 0.0361 0.0356 0.0486 0.0333 0.0333 0.0315 0.0438 0.0217 0.0230 0.0407 0.0470 0.0474 0.0474 0.0463 0.0435 0.0327 0.0327

0.0466 0.0482 0.0292 0.0356 0.0287 0.0225 0.0343 0.0269 0.0294 0.0412 0.0231 0.0313 0.0476 0.0478 0.0476 0.0474 0.0400 0.0274 0.0327

0.0391 0.0231 0.0285 0.0285 0.0279 0.0284 0.0372 0.0294 0.0205 0.0328 0.0319 0.0313 0.0489 0.0481 0.0478 0.0242 0.0242 0.0370

0.0200 0.0204 0.0206 0.0275 0.0275 0.0282 0.0284 0.0372 0.0221 0.0194 0.0430 0.0222 0.0337 0.0291 0.0249 0.0242 0.0242 0.0333

0.0457 0.0199 0.0200 0.0282 0.0274 0.0274 0.0343 0.0354 0.0284 0.0388 0.0374 0.0346 0.0335 0.0242 0.0333 0.0333 0.0333

0.0466 0.0288 0.0199 0.0199 0.0274 0.0274 0.0370 0.0497 0.0398 0.0472 0.0468 0.0444 0.0333 0.0333 0.0333

0.0199 0.0199 0.0199 0.0199 0.0199 0.0431 0.0439

0.0191

0.0481 0.0481 0.0481 0.0485

0.0481 0.0481 0.0483

0.0481 0.0482

0.0481 0.0481 0.0481 0.0481 0.0480

0.0481 0.0481 0.0481 0.0481 0.0477

0.0481 0.0481 0.0481 0.0481 0.0268 0.0268 0.0268

0.0481 0.0481 0.0361

0.0267 0.0271 0.0280 0.0283

0.0276 0.0284

0.0217 0.0294

0.0236 0.0271 0.0275

0.0268

0.0295

0.0450 0.0263

0.0403 0.0280

0.0371 0.0361

0.0397

0.0369

0.0482 0.0482 0.0482

0.0482 0.0482 0.0482 0.0482

0.0482 0.0482 0.0482 0.0206

0.0482 0.0482 0.0482 0.0482 0.0494

0.0482 0.0482 0.0482 0.0482

0.0482 0.0376 0.0376 0.0320

0.0292 0.0292 0.0246

0.0293 0.0299 0.0308

0.0298 0.0419 0.0407 0.0420

0.0259 0.0329 0.0348 0.0416 0.0422 0.0408

0.0241 0.0233 0.0246 0.0304 0.0334 0.0400 0.0394 0.0269

0.0467 0.0406 0.0194 0.0221 0.0209 0.0317 0.0411 0.0282 0.0293

0.0396 0.0340 0.0234 0.0253 0.0280 0.0280 0.0166 0.0167 0.0202

0.0256 0.0260 0.0278 0.0159 0.0152 0.0157 0.0201 0.0193 0.0190 0.0196 0.0158

0.0259 0.0245 0.0142 0.0120 0.0136 0.0198 0.0202 0.0199 0.0153 0.0151

0.0140 0.0138 0.0150 0.0164 0.0162 0.0217 0.0142 0.0134 0.0137

0.0287 0.0289 0.0318 0.0315 0.0328 0.0196 0.0121 0.0122 0.0261 0.0298

0.0307 0.0325 0.0344 0.0301 0.0150 0.0138 0.0266 0.0295 0.0313

0.0303 0.0271 0.0303 0.0308 0.0314 0.0315

0.0332 0.0315 0.0315 0.0315

0.0331 0.0258

0.0539

0.0502 0.0586

0.0586 0.0586 0.0809

0.0647

0.0549 0.0647

0.0695 0.0590 0.0671 0.0671 0.0954

0.0716 0.0671 0.0671 0.0707 0.0675 0.0955 0.0649

0.0550 0.0955 0.0649

0.0823 0.0959 0.0649

0.0961 0.0649

0.0957 0.0649

0.0916 0.0753 0.0649

0.0800

0.0885

0.0957 0.0557

0.0557

0.0512

0.0578 0.0507 0.0525 0.0795 0.0835

0.0578 0.0560 0.0637 0.0567 0.0567 0.0684

0.0586 0.0531 0.0626 0.0503 0.0692 0.0539 0.0755

0.0536 0.0540 0.0672 0.0577 0.0638 0.0593 0.0724 0.0897 0.0815

0.0590 0.0581 0.0514 0.0595 0.0877 0.0604 0.0935 0.0730 0.0713

0.0647 0.0697 0.0708 0.0708

0.0821 0.0995 0.0914 0.0788 0.0987 0.0708

0.0971

0.0828 0.0941 0.0991 0.0983

0.0923 0.0935 0.0935 0.0935 0.0935 0.0718 0.0718

0.0933 0.0757 0.0639 0.0638 0.0638

0.0994 0.0699 0.0641 0.0638

0.0970 0.0638

0.0718

0.0691 0.0616 0.0519

0.0686 0.0688 0.0928 0.0984 0.0616

0.0726 0.0699 0.0915 0.0731 0.0771

0.0850 0.0673 0.0753 0.0543 0.0552

0.0865 0.0803 0.0612 0.0548

0.0764 0.0529 0.0544 0.0590 0.0605

0.0594 0.0574 0.0540

0.0640 0.0676 0.0652 0.0560 0.0509 0.0560

0.0754 0.0812 0.0641

0.0897 0.0743

0.0741 0.0661

0.0517 0.0515 0.0525

0.0512

0.0520 0.0548

0.0586

0.0708 0.0726 0.0704 0.0674 0.0683

0.0760 0.0749 0.0743 0.0740 0.0749

0.0760 0.0733 0.0733 0.0889 0.0889 0.0889

0.0770 0.0733 0.0733 0.0733 0.0889 0.0889

0.0733 0.0733 0.0733 0.0733

0.0580 0.0733 0.0733 0.0733

0.0760 0.0733

0.0503 0.0545 0.0580

0.0501 0.0557 0.0923

0.0505 0.0715 0.0983

0.0993 0.0885 0.0938 0.0970

0.0744 0.0780 0.0827 0.0816 0.0965

0.0619 0.0663 0.0730 0.0782 0.0827 0.0829 0.0978 0.0827 0.0827 0.0610 0.0610

0.0647 0.0502 0.0663 0.0663 0.0636 0.0721 0.0837 0.0962 0.0812 0.0803 0.0827 0.0827 0.0827 0.0504 0.0504 0.0610

0.0502 0.0502 0.0663 0.0663 0.0615 0.0855 0.0827 0.0764 0.0769 0.0769

0.0662 0.0529 0.0794 0.0794 0.0794 0.0981 0.0611 0.0706 0.0688 0.0614 0.0768 0.0769

0.0662 0.0529 0.0751 0.0794 0.0846 0.0658 0.0619 0.0894

0.0628 0.0628 0.0610

0.0801

0.0910 0.0929 0.0990

0.0911 0.0913 0.0925 0.0935

0.0766 0.0759 0.0918 0.0920 0.0917

0.0766 0.0639 0.0639 0.0760 0.0845 0.0733 0.0796 0.0815 0.0855 0.0916

0.0672 0.0858 0.0858 0.0967 0.0916 0.0860 0.0864 0.0915

0.0905 0.0884 0.0881 0.0819 0.0984

0.0936 0.0836 0.0819 0.0789 0.0641 0.0822 0.0595

0.0926 0.0815 0.0793 0.0644 0.0519

0.0930 0.0828 0.0822 0.0822 0.0633

0.0935 0.0799 0.0797 0.0524 0.0564

0.0936 0.0884 0.0824 0.0736 0.0721 0.0554 0.0604 0.0502

0.0936 0.0824 0.0807 0.0556 0.0559 0.0519 0.0569 0.0568

0.0858 0.0858 0.0851 0.0688 0.0679 0.0604 0.0592

0.0858 0.0858 0.0851 0.0871 0.0807 0.0749

0.0858 0.0858 0.0745 0.0728 0.0753 0.0881 0.0776 0.0662 0.0941

0.0555 0.0555 0.0822 0.0566 0.0755 0.0843 0.0849 0.0940 0.0794

0.0531 0.0555 0.0555 0.0797 0.0941 0.0877 0.0813 0.0748 0.0747 0.0857

0.0994 0.0676 0.0683 0.0796 0.0882

0.0683 0.0703 0.0882

0.0820 0.0832 0.0972

0.0818 0.0825 0.0995 0.0987 0.0882 0.0857

0.0546 0.0727 0.0727 0.0961 0.0791

0.0546 0.0727 0.0727 0.0547

0.0547

0.0547

0.0721 0.0983

0.0564

0.0879

0.0776 0.0776 0.0776

0.0776 0.0776 0.0776 0.0776

0.0670 0.0776 0.0776 0.0776 0.0776 0.0776

0.0705 0.0631 0.0631 0.0631 0.0776 0.0776 0.0776 0.0611

0.0631 0.0631 0.0631 0.0776 0.0776 0.0747 0.0621 0.0611

0.0776 0.0776 0.0776 0.0667 0.0621

0.1261

0.1410 0.1321 0.1210

0.1321 0.1321 0.1321 0.1321 0.1077 0.1151

0.1321 0.1322 0.1186 0.1086 0.1062 0.1116

0.1215 0.1149 0.1118 0.1090 0.1066 0.1116 0.1064

0.1077 0.1410 0.1410 0.1307 0.1273 0.1263 0.1297 0.1225 0.1132 0.1072 0.1222 0.1064 0.1064

0.1077 0.1077 0.1410 0.1317 0.1287 0.1270 0.1233 0.1436 0.1361 0.1217 0.1109 0.1116 0.1064 0.1064

0.1077 0.1077 0.1410 0.1321 0.1318 0.1308 0.1325 0.1277 0.1195 0.1112 0.1053 0.1064 0.1064 0.1064

0.1077 0.1077 0.1410 0.1321 0.1321 0.1322 0.1195 0.1077 0.1116 0.1064 0.1064 0.1064

0.1077 0.1077 0.1410 0.1321 0.1321 0.1321 0.1239

0.1077 0.1410

0.1219 0.1213

0.1234 0.1232 0.1229 0.1229

0.1235 0.1235 0.1234

0.1235 0.1173

0.1235

0.1459

0.1488 0.1390 0.1356

0.1335 0.1293 0.1187 0.1213 0.1265

0.1327 0.1370 0.1345 0.1022 0.1153

0.1442 0.1327 0.1126 0.1268 0.1346 0.1178 0.1207 0.1263

0.1291 0.1284 0.1430 0.1246 0.1208 0.1067

0.1437 0.1281 0.1281 0.1282 0.1256 0.1256 0.1014

0.1283 0.1283 0.1283 0.1283 0.1256 0.1090

0.1295 0.1295 0.1295

0.1295 0.1295 0.1295 0.1295 0.1295 0.1295 0.1295 0.1469

0.1176 0.1296 0.1296 0.1303 0.1307 0.1300 0.1295 0.1295 0.1295 0.1295

0.1172 0.1176 0.1179 0.1222 0.1448 0.1368 0.1304 0.1295 0.1295 0.1295

0.1162 0.1172 0.1181 0.1267 0.1478 0.1089 0.1063 0.1408 0.1306 0.1295 0.1295 0.1469 0.1169

0.1161 0.1161 0.1219 0.1421 0.1192 0.1085 0.1343 0.1296 0.1295 0.1295

0.1084 0.1099 0.1173 0.1296 0.1295 0.1295

0.1020 0.1156 0.1215 0.1235 0.1295 0.1295

0.1194 0.1358 0.1046 0.1150 0.1172 0.1176 0.1295 0.1295

0.1034 0.1317 0.1172 0.1172 0.1295

0.1090 0.1282 0.1063 0.1220 0.1295 0.1145

0.1045 0.1038 0.1214 0.1318

0.1019 0.1031 0.1223 0.1155 0.1057

0.1446 0.1428 0.1250 0.1197

0.1008

0.1490

0.1381 0.1492 0.1254 0.1014

0.1230 0.1047 0.1014 0.1021

0.1051 0.1390 0.1256 0.1119 0.1008 0.1008

0.1033 0.1147 0.1146 0.1141 0.1262 0.1119 0.1007

0.1208 0.1208 0.1208

0.1093

0.1067 0.1077

0.1020

0.1026

0.1353 0.1290

0.1306

0.1158 0.1266

0.1263 0.1472 0.1185 0.1218 0.1000

0.1475 0.1219 0.1198 0.1155 0.1198 0.1330

0.1372 0.1321 0.1329 0.1499 0.1145 0.1136 0.1198 0.1198 0.1198 0.1263

0.1100 0.1261 0.1294 0.1390 0.1408 0.1129 0.1008 0.1265 0.1385 0.1064

0.1357 0.1265 0.1154 0.1294 0.1382 0.1438

0.1214 0.1265 0.1154 0.1290 0.1376 0.1264 0.1429

0.1413 0.1265 0.1282 0.1305 0.1099 0.1411 0.1474

0.1334 0.1470 0.1111

0.1162 0.1085

0.1116 0.1006 0.1023 0.1025

0.1209

0.1097 0.1139

0.1087

0.1009 0.1009 0.1105

0.1468 0.1465 0.1166

0.1446 0.1448 0.1440

0.1068 0.1440 0.1373 0.1463

0.1072 0.1464 0.1465 0.1469 0.1008 0.1023 0.1016

0.1073 0.1470 0.1470 0.1085

0.1094 0.1338

0.1084

0.1083

0.1187 0.1187

0.1525

0.1998 0.1969

0.1996 0.1943 0.1853 0.1780

0.1970 0.1772

0.1938

0.1947 0.1947

0.1947 0.1947 0.1947 0.1947

0.1947 0.1947 0.1947 0.1947 0.1843

0.1856 0.1830 0.1821 0.1793

0.1643 0.1609 0.1609 0.1602 0.1605 0.1598

0.1789 0.1643 0.1643 0.1609 0.1606 0.1604 0.1601

0.1773 0.1791 0.1547 0.1588

0.1716 0.1551

0.1577

0.1741 0.1741

0.1525

0.1697 0.1741

0.1505 0.1741

0.1741

0.1847

0.1586

0.1525 0.1578

0.1538 0.1519

0.1604 0.1529 0.1535 0.1839 0.1768

0.1590 0.1729 0.1513 0.1879 0.1919 0.1852

0.1883 0.1703 0.1775 0.1871 0.1636

0.1543

0.1526

0.1543 0.1543

0.1786 0.1543 0.1543 0.1543

0.1738 0.1752 0.1752 0.1960

0.1564 0.1856 0.1900 0.1517

0.1979

0.1941 0.1971

0.1815 0.1670 0.1670 0.1728 0.1728

0.1670 0.1670 0.1866 0.1681

0.1634 0.1646 0.1710

0.1519 0.1623

0.1852

0.1786

0.1711

0.1787 0.1730

0.1659 0.1787

0.1659 0.1659

0.1659 0.1657

0.1672

0.3022 0.3022 0.3178

0.3022 0.3178 0.2348

0.4473

0.4614 0.4459

0.4358 0.4317 0.4189 0.4090

0.4113 0.4118 0.4092 0.4070 0.3000

0.4067 0.3000 0.3000 0.3000 0.3000

0.3000 0.3000 0.3000 0.3000

0.3000 0.2004 0.2004

0.2003

0.2525

0.2041

0.2222 0.3025

0.3025 0.3025

0.3025 0.3025

0.3310

0.3312 0.3312

0.3312 0.3312 0.3312

0.3082 0.3082

0.2459

0.2458 0.2458 0.2458

0.2458 0.2458

0.2388 0.2458

0.2406

0.3174 0.3265 0.3320 0.2867

0.2897 0.3204 0.3281 0.2844 0.2844 0.3512

0.2283 0.2576 0.3198 0.3279 0.2844 0.2844 0.2844 0.2699

0.3262 0.3283 0.2844 0.2844 0.2844 0.3201

0.2844 0.2218 0.2087

0.3483 0.2087

0.2440 0.2409 0.2844 0.2123

0.4558 0.4558 0.4558 0.4558 0.2733 0.2020

0.3686 0.3481

EAST EMERALD 4260 LEVEL - WO3 ︵% ︶

LEGEND

WO3 > 0.0 < 0.01 %WO3 >= 0.01 < 0.05 %WO3 >= 0.05 < 0.10 %WO3 >= 0.10 < 0.15 %WO3 >= 0.15 < 0.20 %WO3 >= 0.20 %

Composites from 20 ft.below to 20 ft abovebench

 

62 

 

 

Figure 15: 4160‐level plan showing estimated WO3 blocks 

7000E

7000E 7500E

7500E 8000E

8000E 8500E

8500E

650

0N

650

0N

700

0N

700

0N

750

0N

750

0N

800

0N

800

0N

850

0N

850

0N

900

0N

900

0N

950

0N

950

0N

100

00N

100

00N

0.0058

0.0058 0.0058 0.0058

0.0051 0.0073

0.0092

0.0099

0.0085 0.0086

0.0072 0.0074

0.0073

0.0009

0.0009

0.0027

0.0036 0.0024 0.0028

0.0055 0.0036 0.0024 0.0028

0.0029 0.0031

0.0052 0.0070 0.0083

0.0051 0.0047 0.0045 0.0051 0.0070 0.0087

0.0045 0.0043 0.0054 0.0063 0.0061

0.0047 0.0047 0.0050 0.0057 0.0057

0.0050 0.0050 0.0050 0.0057 0.0050 0.0049 0.0067

0.0051 0.0051 0.0046 0.0021 0.0021

0.0016 0.0021 0.0021 0.0021

0.0016 0.0021 0.0021 0.0021

0.0016 0.0021 0.0021 0.0021 0.0021

0.0016 0.0023 0.0021 0.0021 0.0021 0.0021

0.0005

0.0041 0.0041 0.0005 0.0002

0.0054 0.0077 0.0079

0.0079 0.0079 0.0074 0.0069

0.0077 0.0063 0.0085

0.0074 0.0048 0.0048 0.0070 0.0096

0.0024 0.0069 0.0072 0.0088 0.0094 0.0089

0.0070 0.0076 0.0080 0.0080 0.0076 0.0092

0.0071 0.0072 0.0092 0.0071 0.0077

0.0071 0.0071 0.0071

0.0206 0.0334

0.0164 0.0164 0.0164 0.0206

0.0164 0.0164 0.0164

0.0164 0.0164 0.0164

0.0164 0.0164 0.0206

0.0164

0.0164

0.0467 0.0467

0.0390 0.0467 0.0467

0.0467 0.0467 0.0467 0.0467

0.0467 0.0467 0.0382 0.0384

0.0413 0.0409 0.0395 0.0367 0.0434

0.0350 0.0416 0.0401 0.0355 0.0387 0.0444 0.0436

0.0447 0.0362 0.0343 0.0405 0.0404 0.0466 0.0467

0.0443 0.0440 0.0300 0.0318 0.0431 0.0459

0.0482 0.0473 0.0470 0.0356 0.0456

0.0495 0.0429 0.0416 0.0498 0.0120

0.0442 0.0448 0.0464 0.0416 0.0498 0.0121

0.0459 0.0447 0.0492 0.0440

0.0484 0.0465 0.0416

0.0462 0.0490 0.0497 0.0401

0.0492 0.0373 0.0251

0.0496

0.0406 0.0474 0.0221 0.0224

0.0407 0.0250 0.0224 0.0249 0.0219 0.0217 0.0194

0.0311 0.0417 0.0404 0.0441 0.0105 0.0333 0.0237 0.0237 0.0247 0.0248 0.0265

0.0337 0.0365 0.0335 0.0361 0.0347 0.0410 0.0108 0.0160 0.0232 0.0332 0.0324 0.0224 0.0224 0.0242 0.0247 0.0265

0.0232 0.0179 0.0179 0.0204 0.0204 0.0191 0.0188 0.0341 0.0341 0.0213 0.0238 0.0164 0.0245 0.0249 0.0216 0.0231 0.0263 0.0264 0.0277

0.0200 0.0199 0.0200 0.0289 0.0271 0.0191 0.0368 0.0352 0.0360 0.0360 0.0205 0.0180 0.0259 0.0269 0.0218 0.0175 0.0263 0.0264 0.0264

0.0215 0.0204 0.0204 0.0287 0.0191 0.0191 0.0352 0.0352 0.0291 0.0432 0.0323 0.0231 0.0194 0.0313 0.0343 0.0211 0.0264 0.0264 0.0323 0.0267

0.0215 0.0234 0.0287 0.0199 0.0191 0.0273 0.0357 0.0295 0.0483 0.0319 0.0458 0.0414 0.0463 0.0419 0.0461 0.0348 0.0476 0.0265 0.0333

0.0287 0.0199 0.0191 0.0191 0.0357 0.0357 0.0385 0.0427 0.0405 0.0339 0.0344 0.0288 0.0333

0.0199 0.0191 0.0191 0.0246 0.0357 0.0360 0.0454

0.0191 0.0390 0.0346 0.0343 0.0414 0.0491

0.0199 0.0199 0.0449 0.0305 0.0395 0.0346 0.0346 0.0413

0.0191 0.0449 0.0449 0.0146 0.0385 0.0345

0.0452 0.0223

0.0481 0.0481 0.0478

0.0481 0.0481 0.0480 0.0469 0.0448 0.0378 0.0291 0.0364

0.0481 0.0481 0.0479 0.0456 0.0407 0.0325

0.0427 0.0326

0.0367

0.0451

0.0451

0.0316 0.0267

0.0267

0.0443 0.0498

0.0308 0.0492 0.0291

0.0291 0.0443

0.0463

0.0395 0.0417

0.0430 0.0377 0.0389

0.0384 0.0325

0.0123 0.0129

0.0123 0.0129

0.0119 0.0129

0.0129 0.0248

0.0312 0.0287 0.0252

0.0376 0.0377 0.0293 0.0241

0.0322 0.0242 0.0204 0.0234

0.0359 0.0374 0.0337 0.0190 0.0224 0.0231 0.0267

0.0420 0.0435 0.0296 0.0363 0.0215 0.0239 0.0259 0.0301

0.0315 0.0414 0.0414 0.0228 0.0240 0.0277 0.0311 0.0275 0.0278 0.0293 0.0217 0.0156 0.0156 0.0315 0.0315

0.0221 0.0404 0.0393 0.0178 0.0254 0.0280 0.0235 0.0253 0.0283 0.0282 0.0218 0.0156 0.0315 0.0315 0.0315

0.0368 0.0205 0.0184 0.0242 0.0281 0.0296 0.0278 0.0315 0.0315 0.0315

0.0315 0.0315

0.0164 0.0237 0.0315

0.0164 0.0394 0.0394 0.0295

0.0175 0.0164 0.0240 0.0469 0.0272 0.0277 0.0260

0.0221 0.0469 0.0105 0.0106

0.0479 0.0106

0.0429

0.0823 0.0832

0.0550 0.0832

0.0971 0.0971 0.0971

0.0533 0.0971 0.0971 0.0971

0.0782 0.0783 0.0783

0.0753 0.0767 0.0781

0.0752 0.0697

0.0535

0.0535 0.0501 0.0862 0.0994

0.0524 0.0947

0.0596 0.0575 0.0535 0.0535

0.0799 0.0678 0.0767 0.0507 0.0719

0.0573 0.0703 0.0868 0.0863 0.0781 0.0848 0.0813 0.0798

0.0865 0.0920 0.0861 0.0849 0.0875 0.0843 0.0752 0.0913 0.0953 0.0564

0.0886 0.0854 0.0919 0.0714 0.0905 0.0960 0.0870

0.0792 0.0855 0.0803 0.0791 0.0775 0.0512

0.0921 0.0940 0.0871

0.0940 0.0892

0.0936 0.0885 0.0971

0.0893 0.0948 0.0901

0.0967 0.0945

0.0773 0.0863 0.0873 0.0957

0.0633 0.0802 0.0772 0.0970 0.0799 0.0771

0.0729 0.0781 0.0520 0.0843 0.0664 0.0635

0.0806 0.0843 0.0550 0.0634

0.0595 0.0712 0.0821 0.0624

0.0720 0.0762 0.0944

0.0559 0.0579 0.0662 0.0629 0.0793

0.0546 0.0587 0.0569 0.0704 0.0662 0.0615 0.0694 0.0805 0.0759 0.0790

0.0871 0.0775 0.0768 0.0707 0.0757 0.0936 0.0752 0.0900 0.0889

0.0540 0.0701 0.0707 0.0727 0.0824 0.0889 0.0889 0.0889

0.0642 0.0733 0.0807 0.0807 0.0889 0.0889

0.0910 0.0910 0.0807 0.0807 0.0889

0.0910 0.0905

0.0909

0.0557

0.0797

0.0592

0.0999

0.0862 0.0876 0.0999 0.0999

0.0656 0.0719 0.0835 0.0818 0.0876 0.0875 0.0876

0.0610 0.0749 0.0680 0.0820 0.0991 0.0986 0.0941 0.0873 0.0875

0.0547 0.0504 0.0610 0.0575 0.0635 0.0590 0.0870 0.0837 0.0953 0.0956 0.0936 0.0874 0.0876 0.0919

0.0567 0.0576 0.0590 0.0505 0.0596 0.0598 0.0757 0.0729 0.0977 0.0938 0.0875 0.0876 0.0765 0.0814

0.0518 0.0533 0.0622 0.0507 0.0899 0.0720 0.0582 0.0664 0.0585 0.0656 0.0754 0.0685 0.0878 0.0876 0.0876 0.0679 0.0658 0.0846

0.0653 0.0806 0.0898 0.0867 0.0823 0.0507 0.0661 0.0638 0.0591 0.0580 0.0915 0.0879 0.0795 0.0804 0.0923 0.0698 0.0998 0.0996

0.0578 0.0614 0.0701 0.0594 0.0973 0.0818 0.0758 0.0742 0.0768 0.0915 0.0848 0.0796 0.0880 0.0911 0.0914

0.0567 0.0731 0.0735 0.0706 0.0949 0.0970 0.0723 0.0774 0.0780 0.0806 0.0681 0.0740 0.0943 0.0979 0.0990 0.0947 0.0914

0.0567 0.0531 0.0569 0.0756 0.0871 0.0984 0.0984 0.0929 0.0863 0.0859 0.0950

0.0530 0.0567 0.0567 0.0651 0.0946 0.0939 0.0952 0.0959 0.0960 0.0981

0.0986 0.0989 0.0965 0.0953 0.0908 0.0846 0.0948

0.1000 0.0993 0.0968 0.0921 0.0954 0.0932

0.0867 0.0901 0.0779 0.0916

0.0730 0.0772 0.0928 0.0942 0.0826

0.0699 0.0629 0.0683 0.0792 0.0897 0.0870 0.0817 0.0990 0.0973

0.0799 0.0851 0.0824 0.0800 0.0699 0.0882 0.0903 0.0764 0.0715 0.0770 0.0524

0.0805 0.0854 0.0949 0.0731 0.0669 0.0780 0.0731 0.0744 0.0658

0.0685 0.0676 0.0776 0.0875 0.0857 0.0728 0.0834 0.0674 0.0674 0.0819 0.0745 0.0967

0.0814 0.0812 0.0817 0.0822 0.0533 0.0724 0.0721 0.0920 0.0876 0.0713 0.0900 0.0666 0.0745

0.0583 0.0531 0.0588 0.0941 0.0920 0.0774 0.0660 0.0933 0.0666 0.0666

0.0734 0.0674 0.0830 0.0828 0.0899 0.0667 0.0945 0.0666

0.0795 0.0737 0.0750 0.0754 0.0839 0.0985 0.0961 0.0836

0.0718 0.0741 0.0750 0.0744 0.0822 0.0915 0.0869 0.0857 0.0861 0.0616

0.0740 0.0870 0.0831 0.0734 0.0848 0.0832 0.0771 0.0788 0.0853

0.0718 0.0718 0.0852 0.0889 0.0916 0.0835 0.0862 0.0833 0.0780 0.0924 0.0862 0.0813 0.0710 0.0720

0.0718 0.0909 0.0909 0.0984 0.0903 0.0797 0.0872 0.0881 0.0807 0.0743 0.0702 0.0515 0.0654 0.0712 0.0800 0.0986 0.0816 0.0735 0.0654 0.0681 0.0957 0.0809

0.0843 0.0957 0.0957 0.0859 0.0839 0.0872 0.0919 0.0834 0.0767 0.0693 0.0551 0.0537 0.0736 0.0954 0.0812 0.0599 0.0695 0.0596 0.0673

0.0799 0.0814 0.0757 0.0867 0.0810 0.0723 0.0691 0.0550 0.0554 0.0762 0.0765 0.0834 0.0787 0.0947

0.0976 0.0969 0.0800 0.0810 0.0747 0.0645 0.0596 0.0792 0.0984 0.0692 0.0775 0.0812 0.0995

0.0976 0.0976 0.0874 0.0533 0.0536 0.0799 0.0763 0.0931 0.0932 0.0994 0.0872 0.0912 0.0897 0.0953

0.0976 0.0670 0.0710 0.0579 0.0960 0.0909 0.0898 0.0953 0.0999

0.0670 0.0670 0.0834 0.0922 0.0830 0.0859

0.0504 0.0644 0.0834 0.0969

0.0702 0.0827 0.0907 0.0802 0.0901

0.0999 0.0749 0.0992 0.0723 0.0815 0.0902 0.0855 0.0967 0.0888

0.0749 0.0749 0.0845 0.0616 0.0831 0.0810 0.0889 0.0885 0.0835

0.0567 0.0591 0.0602 0.0618 0.0791 0.0887

0.0552 0.0709 0.0791

0.0836 0.0898

0.0840 0.0898 0.0898

0.0848 0.0904

0.0547

0.0505 0.0553

0.0753 0.0756

0.0705 0.0631 0.0631 0.0644 0.0680 0.0865 0.0803 0.0773 0.0518 0.0505

0.0705 0.0631 0.0631 0.0630 0.0646 0.0715 0.0826 0.0996 0.0705 0.0583 0.0519

0.0506 0.0631 0.0631 0.0625 0.0615 0.0654 0.0760 0.0883 0.0892 0.0873 0.0887 0.0701

0.0506 0.0631 0.0629 0.0606 0.0590 0.0620 0.0914 0.0988 0.0988

0.0630 0.0624 0.0605 0.0593 0.0606 0.0669 0.0994 0.0980 0.0857

0.0626 0.0653 0.0656 0.0639 0.0998 0.0996 0.0790 0.0600

0.0658 0.0658 0.0658 0.0818 0.0993 0.0961 0.0751 0.0741 0.0706

0.0506 0.0895 0.0738 0.0870 0.0838 0.0623 0.0679 0.0676 0.0799 0.0804

0.0634 0.0519 0.0557 0.0525 0.0575 0.0684 0.0684 0.0697 0.0504

0.0732 0.0525 0.0772 0.0684 0.0684

0.0934 0.0529 0.0529

0.0594 0.0529 0.0529

0.0594 0.0529 0.0529

0.0935 0.0935 0.0776 0.0776

0.0935 0.0935

0.1077 0.1077

0.1077 0.1077 0.1077 0.1077 0.1077 0.1077

0.1077 0.1077 0.1077 0.1077 0.1410 0.1410 0.1410 0.1410 0.1321

0.1080 0.1092 0.1418 0.1406 0.1314 0.1320 0.1321 0.1321 0.1321

0.1122 0.1412 0.1356 0.1253 0.1273 0.1311 0.1321 0.1321 0.1321

0.1339 0.1202 0.1211 0.1271 0.1317 0.1321 0.1321

0.1239 0.1222 0.1265 0.1311 0.1321 0.1321 0.1321

0.1290 0.1301 0.1318 0.1321 0.1321 0.1321

0.1321 0.1321 0.1321 0.1321 0.1321 0.1210

0.1410 0.1321 0.1321 0.1187

0.1239

0.1416 0.1062

0.1453 0.1359 0.1278 0.1265 0.1268 0.1304 0.1481 0.1481

0.1254 0.1486 0.1283 0.1266 0.1267

0.1286 0.1267

0.1408 0.1288 0.1168

0.1413

0.1429 0.1429 0.1429 0.1005

0.1429 0.1499 0.1293 0.1293 0.1293 0.1293 0.1499 0.1429

0.1499 0.1290 0.1278 0.1270 0.1280 0.1292 0.1293 0.1293 0.1499

0.1262 0.1177 0.1100 0.1110 0.1197 0.1277 0.1293 0.1293 0.1499

0.1171 0.1280 0.1293 0.1293 0.1212

0.1116 0.1254 0.1292 0.1293 0.1499

0.1202 0.1271 0.1293 0.1293 0.1212 0.1489

0.1292 0.1293 0.1499 0.1429 0.1161

0.1076 0.1499 0.1212 0.1005 0.1489

0.1113 0.1128 0.1489

0.1020 0.1070 0.1143

0.1006 0.1306 0.1145 0.1134 0.1255

0.1182 0.1367 0.1214 0.1025 0.1312 0.1275 0.1159 0.1345 0.1334 0.1208 0.1208 0.1208 0.1262 0.1066

0.1304 0.1014 0.1233 0.1132 0.1102 0.1032 0.1335 0.1208 0.1262 0.1119 0.1007 0.1007 0.1007

0.1163 0.1051 0.1358 0.1355 0.1273 0.1284 0.1078 0.1007 0.1303 0.1027 0.1027 0.1027 0.1101 0.1008 0.1007 0.1007 0.1007

0.1132 0.1356 0.1462 0.1350 0.1242 0.1000 0.1172 0.1364 0.1043 0.1043 0.1138 0.1134 0.1095 0.1019 0.1010 0.1007 0.1007 0.1007

0.1245 0.1407 0.1146 0.1271 0.1111 0.1305 0.1078 0.1078 0.1138 0.1139 0.1133 0.1113 0.1123 0.1071 0.1010 0.1007 0.1007 0.1119

0.1218 0.1383 0.1271 0.1013 0.1141 0.1144 0.1132 0.1087 0.1026 0.1064 0.1012 0.1119 0.1119 0.1262

0.1125 0.1133 0.1141 0.1114 0.1097 0.1152 0.1093 0.1101 0.1262 0.1208

0.1130 0.1145 0.1134 0.1131 0.1041 0.1027 0.1208 0.1208

0.1140 0.1140 0.1138 0.1138 0.1031 0.1208 0.1208

0.1138 0.1138 0.1043 0.1027 0.1208 0.1208

0.1390

0.1406 0.1334

0.1385

0.1268

0.1107 0.1476

0.1117 0.1051 0.1089 0.1026 0.1077 0.1084

0.1106 0.1139 0.1077 0.1077 0.1419

0.1149 0.1117 0.1118 0.1196 0.1172 0.1114 0.1347 0.1244 0.1184 0.1226 0.1189 0.1077 0.1419

0.1285 0.1363 0.1429 0.1191 0.1152 0.1269 0.1292 0.1346 0.1298 0.1381 0.1048 0.1102 0.1290

0.1157 0.1197 0.1308 0.1458 0.1245 0.1332 0.1196 0.1288 0.1371 0.1288 0.1184 0.1187

0.1076 0.1318 0.1442 0.1412 0.1217 0.1174 0.1363 0.1345 0.1054 0.1246 0.1205 0.1256 0.1122

0.1023 0.1072 0.1438 0.1225 0.1336 0.1156 0.1073 0.1203 0.1381 0.1131 0.1231 0.1122 0.1011

0.1177 0.1384 0.1057 0.1006 0.1200 0.1340 0.1330 0.1390 0.1245 0.1081 0.1144

0.1457 0.1044 0.1129 0.1182 0.1210 0.1126 0.1146

0.1052 0.1029 0.1128 0.1312 0.1315 0.1002

0.1054 0.1126 0.1178 0.1191 0.1422 0.1365 0.1336

0.1189 0.1251 0.1456 0.1403 0.1393

0.1460 0.1358 0.1422 0.1371

0.1100 0.1208

0.1044 0.1010 0.1300 0.1439 0.1251

0.1148 0.1008 0.1075 0.1436 0.1120 0.1221

0.1094 0.1096 0.1199 0.1478 0.1413 0.1034 0.1490

0.1394 0.1489 0.1374 0.1438 0.1442 0.1425

0.1070 0.1065 0.1023

0.1019 0.1092

0.1120 0.1260 0.1395 0.1425 0.1436 0.1264 0.1453

0.1015 0.1040 0.1034 0.1048 0.1025 0.1063 0.1395 0.1342 0.1322

0.1085 0.1053 0.1105 0.1399 0.1356 0.1340 0.1329 0.1460

0.1055 0.1041 0.1007 0.1480 0.1327 0.1481 0.1329

0.1057 0.1054 0.1465 0.1400 0.1453 0.1154

0.1029 0.1474 0.1245 0.1484 0.1442 0.1474

0.1034 0.1023 0.1153 0.1115 0.1306 0.1419

0.1426 0.1132 0.1064 0.1116 0.1476 0.1452 0.1481

0.1101 0.1215

0.1217

0.1237 0.1295

0.1296

0.1037

0.1481

0.1150

0.1001

0.1228 0.1200 0.1157 0.1083

0.1209 0.1196 0.1123

0.1133 0.1059

0.1226 0.1098

0.1161 0.1250

0.1161 0.1250

0.1525

0.1525

0.1910

0.1986 0.1904

0.1920 0.1888

0.1972 0.1940 0.1897 0.1880 0.1884

0.1844 0.1817 0.1826 0.1862

0.1763 0.1751 0.1800

0.1775 0.1844 0.1876 0.1880

0.1868

0.1665

0.1665 0.1665 0.1670

0.1682 0.1660 0.1834 0.1834

0.1835 0.1756 0.1734 0.1755 0.1818

0.1574 0.1504 0.1756 0.1852 0.1852

0.1501 0.1513 0.1513 0.1531

0.1658 0.1807 0.1528 0.1529 0.1543 0.1531 0.1531

0.1843

0.1529

0.1668 0.1612

0.1672 0.1514

0.1608 0.1826 0.1708

0.1748 0.1829

0.1577 0.1894

0.1770

0.1951

0.1752 0.1752 0.1814

0.1752 0.1752 0.1751 0.1750 0.1751

0.1754 0.1732 0.1714 0.1715 0.1734

0.1656 0.1636 0.1672 0.1777

0.1584 0.1627 0.1692

0.1679 0.1708 0.1798

0.1743 0.1811

0.1547

0.1560

0.1666

0.1924 0.1881

0.1879 0.1614

0.1734 0.1755

0.1606

0.1556 0.1643

0.1783 0.1861 0.1741 0.1502 0.1627

0.1746 0.1688 0.1857 0.1836

0.1733 0.1882

0.1606 0.1783 0.1513

0.1536 0.1536 0.1594 0.1981

0.1532 0.1532 0.1532 0.1532 0.1519 0.1898

0.1537 0.1537 0.1533 0.1532 0.1898 0.1898

0.1533 0.1517 0.1897 0.1898

0.1709 0.1837 0.1893 0.1932 0.1824 0.1898 0.1898 0.1594

0.1579 0.1587 0.1558 0.1667 0.1662 0.1884 0.1835

0.1759 0.1587 0.1587 0.1531 0.1638 0.1700 0.1696 0.1689 0.1850 0.1850

0.1534 0.1704 0.1671 0.1583 0.1587

0.1621 0.1728 0.1505 0.1556

0.1603 0.1522 0.1954 0.1687 0.1650

0.1523

0.1522 0.1501

0.1527 0.1623 0.1677 0.1714 0.1749

0.1623 0.1938 0.1722

0.1716

0.1906 0.1866 0.1890 0.1973

0.1944 0.1804 0.1807 0.1876

0.1944 0.1944

0.1911 0.1903

0.1513

0.2747 0.2747

0.4067 0.4067

0.4067 0.4067 0.4067 0.4067

0.4067 0.4067 0.4067 0.4066

0.4059 0.4024 0.3986 0.3991

0.3909 0.3742 0.3699 0.2841

0.2842 0.2736 0.2779

0.2853 0.2828 0.2012

0.2035

0.2268 0.2270 0.2270

0.2252 0.2122 0.2116

0.2102 0.2445

0.2449

0.2319

0.2035

0.2000 0.2029 0.2850

0.2917 0.2315 0.2130 0.2335 0.3076 0.3000 0.3030

0.3040 0.2674 0.2053 0.2372 0.2943 0.3355 0.2788 0.2346 0.3170 0.3163 0.3197

0.3114 0.3060 0.2852 0.2589 0.2734 0.3218 0.3855 0.3509 0.3318 0.3237 0.3235 0.3235 0.3236

0.3025 0.3256 0.3711 0.3602 0.3802 0.3115 0.3236 0.3236

0.3051 0.2640 0.3397 0.3255

0.3158 0.3023 0.2996

0.2922 0.2922 0.2922 0.3082 0.2363

0.2854 0.2854 0.2854 0.2728 0.2039

0.2854 0.2852 0.2845 0.2846

0.2134

0.2558

0.2018

0.2099

0.2022

0.2010 0.2154

0.2261 0.2139 0.2146

0.2080 0.2098 0.2049 0.2042

0.2066 0.2052

0.3070 0.3289 0.4919

0.2680 0.2820 0.2936 0.4596 0.3384 0.3429 0.3734 0.3898 0.4973

0.2921 0.2964 0.3016 0.3035 0.3121 0.3382 0.3958 0.4415 0.3348 0.3156 0.2341 0.2308

0.2017 0.2939 0.3601 0.3603 0.3034 0.3034 0.3037 0.3124 0.3787 0.5008 0.3027 0.2346 0.2154 0.2308 0.2293 0.2220

0.2289 0.2097

0.2117

0.2868 0.2146 0.2117 0.2116

0.2868 0.2866 0.2131

EAST EMERALD 4160 LEVEL - WO3 ︵% ︶

LEGEND

WO3 > 0.0 < 0.01 %WO3 >= 0.01 < 0.05 %WO3 >= 0.05 < 0.10 %WO3 >= 0.10 < 0.15 %WO3 >= 0.15 < 0.20 %WO3 >= 0.20 %

Composites from 20 ft.below to 20 ft abovebench

 

63 

 

 

Figure 16: 4060‐level plan showing estimated WO3 blocks 

7000E

7000E 7500E

7500E 8000E

8000E 8500E

8500E

650

0N

650

0N

700

0N

700

0N

750

0N

750

0N

800

0N

800

0N

850

0N

850

0N

900

0N

900

0N

950

0N

950

0N

100

00N

100

00N

0.0042 0.0042 0.0042

0.0027 0.0077

0.0003

0.0003 0.0009

0.0098 0.0009

0.0027 0.0007 0.0002 0.0009 0.0008

0.0095 0.0053 0.0053 0.0007 0.0009 0.0008

0.0027 0.0027 0.0053 0.0053 0.0027 0.0007 0.0009 0.0009 0.0009 0.0008 0.0007

0.0007 0.0007 0.0027 0.0007 0.0009 0.0009 0.0009 0.0010 0.0010 0.0009

0.0002 0.0009 0.0009 0.0010 0.0010 0.0010 0.0009

0.0027

0.0009 0.0007 0.0007 0.0095

0.0009 0.0007 0.0007 0.0013 0.0012

0.0009 0.0007 0.0007 0.0019 0.0010 0.0009

0.0012 0.0007 0.0007 0.0007 0.0015 0.0011 0.0014

0.0008 0.0007 0.0006 0.0007 0.0012 0.0012 0.0011 0.0009

0.0008 0.0007 0.0006 0.0007 0.0008 0.0010 0.0010 0.0012

0.0010 0.0007 0.0007 0.0007 0.0007 0.0007 0.0007 0.0014

0.0012 0.0009 0.0009 0.0007 0.0007 0.0007 0.0007 0.0009

0.0012 0.0010 0.0009 0.0009 0.0009 0.0009

0.0043 0.0050 0.0053

0.0021 0.0040 0.0041 0.0050 0.0054

0.0053 0.0050 0.0049 0.0021 0.0044 0.0046 0.0055 0.0046

0.0050 0.0050 0.0049 0.0049 0.0038 0.0041

0.0040 0.0038 0.0038

0.0021 0.0050 0.0050 0.0050 0.0050 0.0038 0.0018

0.0021 0.0021 0.0021 0.0017 0.0018 0.0019 0.0069

0.0022 0.0022 0.0023 0.0094

0.0016 0.0016 0.0023 0.0094

0.0016 0.0016 0.0023 0.0095

0.0016 0.0016 0.0023 0.0095

0.0016 0.0016 0.0016 0.0016 0.0016

0.0064 0.0064 0.0076

0.0078 0.0058 0.0066

0.0084

0.0092

0.0067 0.0092

0.0033 0.0029 0.0085 0.0086

0.0058 0.0038 0.0028 0.0025 0.0071

0.0043 0.0037 0.0026 0.0019 0.0021 0.0027 0.0071 0.0077

0.0040 0.0034 0.0023 0.0027 0.0031

0.0030 0.0032

0.0071

0.0285 0.0285 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285 0.0285 0.0284 0.0203 0.0190

0.0285 0.0285 0.0205 0.0190 0.0199 0.0201

0.0191 0.0197 0.0261 0.0251 0.0213 0.0184

0.0180 0.0203 0.0221 0.0222 0.0187 0.0169 0.0183

0.0181 0.0181 0.0174 0.0166 0.0183 0.0285

0.0165 0.0164 0.0183 0.0199 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285 0.0285 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285

0.0498

0.0477

0.0405

0.0494

0.0371 0.0372

0.0371 0.0331

0.0337 0.0115 0.0183 0.0145 0.0237

0.0334 0.0351 0.0360 0.0388 0.0212 0.0339 0.0317 0.0458 0.0229 0.0251

0.0246 0.0257 0.0237 0.0273 0.0409 0.0315 0.0329 0.0329 0.0329 0.0441

0.0168 0.0201 0.0270 0.0276 0.0315 0.0243 0.0420 0.0352 0.0398 0.0402 0.0403 0.0403 0.0403 0.0408

0.0190 0.0212 0.0236 0.0269 0.0267 0.0243 0.0406 0.0427 0.0377 0.0258 0.0410 0.0408 0.0409 0.0417

0.0113 0.0142 0.0416 0.0401 0.0172 0.0327 0.0391 0.0427 0.0416 0.0406 0.0448

0.0326 0.0444

0.0431

0.0431 0.0431

0.0431 0.0431

0.0472

0.0480

0.0367 0.0409

0.0486 0.0443 0.0409

0.0410

0.0317 0.0487 0.0465 0.0406

0.0402

0.0350 0.0280 0.0399 0.0447

0.0316 0.0246 0.0460 0.0470

0.0316 0.0267 0.0224

0.0350 0.0287 0.0269 0.0232 0.0476 0.0472 0.0451

0.0316 0.0272 0.0287 0.0492 0.0430 0.0382

0.0317 0.0281 0.0469 0.0455

0.0316 0.0274 0.0480

0.0350 0.0287 0.0230 0.0438 0.0259 0.0452

0.0350 0.0367 0.0344 0.0437 0.0273 0.0457 0.0484 0.0463

0.0197 0.0489 0.0393 0.0303 0.0277 0.0329 0.0368 0.0380 0.0388 0.0383 0.0383

0.0416 0.0432 0.0372 0.0202 0.0465 0.0477 0.0480

0.0434 0.0460 0.0401 0.0484 0.0409 0.0425

0.0492

0.0421

0.0304 0.0421

0.0304 0.0464

0.0462

0.0486

0.0494 0.0467 0.0474

0.0323 0.0318 0.0278

0.0456 0.0312 0.0280

0.0273 0.0273 0.0194 0.0329 0.0397

0.0315 0.0442 0.0439

0.0130 0.0266 0.0437 0.0152 0.0152 0.0163

0.0153 0.0147 0.0145 0.0394 0.0125 0.0133 0.0145 0.0149

0.0171 0.0127 0.0157 0.0188 0.0229 0.0179 0.0218 0.0171 0.0139 0.0152

0.0249 0.0151 0.0139 0.0146 0.0132 0.0194 0.0212 0.0138 0.0157 0.0162 0.0362 0.0362 0.0362

0.0241 0.0141 0.0133 0.0157 0.0171 0.0203 0.0223 0.0273 0.0164 0.0405 0.0362 0.0362 0.0362 0.0362 0.0362

0.0243 0.0150 0.0147 0.0157 0.0314 0.0499 0.0410 0.0362 0.0362 0.0431 0.0431 0.0362 0.0362 0.0362

0.0251 0.0250 0.0162 0.0249 0.0326 0.0326 0.0427 0.0430 0.0431 0.0431 0.0431 0.0362 0.0362

0.0252 0.0252 0.0300 0.0326 0.0326 0.0346 0.0414 0.0426 0.0431 0.0431 0.0411 0.0411

0.0361 0.0288 0.0334 0.0334 0.0342 0.0188 0.0264 0.0265 0.0265 0.0265 0.0281 0.0280

0.0230 0.0230 0.0230 0.0230 0.0315 0.0234 0.0234

0.0176 0.0176 0.0190 0.0230 0.0487 0.0234

0.0221 0.0151 0.0129 0.0101 0.0234

0.0221 0.0443 0.0484 0.0108 0.0321 0.0301 0.0386

0.0164 0.0394 0.0393 0.0462 0.0240 0.0321 0.0273 0.0273

0.0175 0.0240 0.0390 0.0374 0.0463 0.0451 0.0106 0.0129 0.0216 0.0240

0.0374 0.0341 0.0450 0.0490 0.0467 0.0407 0.0272 0.0111 0.0133 0.0133 0.0240 0.0247 0.0247 0.0247

0.0319 0.0483 0.0264 0.0219 0.0133 0.0120 0.0239 0.0247 0.0275

0.0283 0.0268 0.0250 0.0228 0.0217 0.0119 0.0119 0.0239

0.0272 0.0219 0.0203 0.0119 0.0107

0.0258 0.0106 0.0100

0.0423

0.0156

0.0226 0.0124

0.0226 0.0157

0.0832

0.0832

0.0769 0.0907 0.0907

0.0687 0.0687 0.0718 0.0752

0.0696 0.0717 0.0827 0.0826

0.0588 0.0530 0.0529 0.0502

0.0614 0.0526 0.0548 0.0541 0.0534 0.0678

0.0518 0.0522 0.0555 0.0543 0.0552 0.0684 0.0627

0.0520 0.0525 0.0614 0.0685 0.0576 0.0605 0.0917

0.0513 0.0513 0.0656 0.0540 0.0535 0.0535 0.0612 0.0917 0.0771

0.0533 0.0533 0.0533 0.0676 0.0676 0.0771 0.0682

0.0555 0.0547 0.0811 0.0985 0.0771 0.0682 0.0682

0.0673 0.0588 0.0676 0.0617 0.0617 0.0652 0.0771

0.0629 0.0705 0.0699 0.0699 0.0699 0.0721 0.0721 0.0681 0.0681

0.0783 0.0699 0.0699 0.0699 0.0707 0.0721 0.0721

0.0783 0.0699 0.0536 0.0551 0.0581 0.0615 0.0614 0.0721 0.0622

0.0653 0.0611 0.0541 0.0552 0.0574 0.0586 0.0573 0.0721 0.0734

0.0653 0.0897 0.0721

0.0975

0.0711 0.0892 0.0506 0.0975

0.0712 0.0778 0.0893 0.0900 0.0729 0.0647

0.0723 0.0778 0.0984 0.0879 0.0848 0.0929

0.0711 0.0778 0.0778 0.0984 0.0739 0.0669 0.0928 0.0944

0.0711 0.0778 0.0910 0.0672 0.0610 0.0737 0.0808 0.0990 0.0982

0.0589 0.0592 0.0652 0.0673 0.0682 0.0759

0.0535 0.0503 0.0546 0.0673 0.0644

0.0651 0.0742

0.0503 0.0680 0.0702

0.0655 0.0716 0.0895

0.0672 0.0716 0.0895 0.0845 0.0845

0.0586 0.0895 0.0845 0.0845 0.0807

0.0634 0.0607 0.0605 0.0608 0.0849 0.0807 0.0807

0.0964 0.0624 0.0831 0.0812 0.0807 0.0901

0.0646 0.0516 0.0982 0.0978 0.0901

0.0926

0.0981

0.0957 0.0840 0.0558

0.0673 0.0673 0.0686 0.0795 0.0808 0.0815 0.0822 0.0608 0.0779 0.0608 0.0632

0.0688 0.0688 0.0617 0.0758 0.0987 0.0920 0.0920 0.0920 0.0585 0.0585 0.0779 0.0608 0.0985

0.0878 0.0649 0.0688 0.0688 0.0584 0.0842 0.0839 0.0836 0.0585 0.0608 0.0545 0.0846

0.0925 0.0878 0.0878 0.0742 0.0891 0.0809 0.0818 0.0844 0.0675 0.0557 0.0545 0.0545

0.0645 0.0621 0.0625 0.0598 0.0671 0.0972 0.0948 0.0744 0.0559 0.0545

0.0541 0.0645 0.0729 0.0630 0.0682 0.0937 0.0983 0.0920 0.0861 0.0666 0.0525 0.0581 0.0507

0.0577 0.0670 0.0752 0.0764 0.0942 0.0811 0.0889 0.0526 0.0561

0.0643 0.0662 0.0948 0.0937 0.0981 0.0971 0.0729 0.0541 0.0735 0.0776 0.0790

0.0538 0.0652 0.0666 0.0576 0.0715 0.0915 0.0950 0.0844 0.0723 0.0723 0.0705 0.0571 0.0805 0.0899 0.0937 0.0937

0.0604 0.0625 0.0510 0.0546 0.0617 0.0703 0.0872 0.0890 0.0863 0.0979 0.0889 0.0720 0.0624 0.0568 0.0566 0.0887 0.0934

0.0528 0.0610 0.0672 0.0599 0.0537 0.0591 0.0650 0.0782 0.0724

0.0895 0.0978 0.0804 0.0584 0.0503 0.0530 0.0688 0.0801 0.0621 0.0533

0.1000 0.0890 0.0518 0.0576 0.0530 0.0534 0.0616 0.0647 0.0671 0.0552 0.0531

0.0897 0.0869 0.0874 0.0515 0.0515 0.0608 0.0822 0.0630 0.0647 0.0524

0.0755 0.0813 0.0580 0.0592 0.0691 0.0524

0.0522 0.0510 0.0502 0.0592 0.0682

0.0517 0.0533 0.0724 0.0774 0.0984 0.0706 0.0615 0.0598 0.0854 0.0812 0.0812 0.0812 0.0864 0.0941

0.0515 0.0560 0.0770 0.0815 0.0902 0.0646 0.0995 0.0844 0.0876 0.0602 0.0942 0.0961 0.0961 0.0855 0.0855 0.0855 0.0855 0.0855 0.0864

0.0510 0.0508 0.0505 0.0516 0.0595 0.0565 0.0718 0.0827 0.0761 0.0987 0.0996 0.0993 0.0892 0.0961 0.0961 0.0856 0.0857 0.0855 0.0855 0.0855 0.0855

0.0572 0.0565 0.0753 0.0619 0.0629 0.0740 0.0651 0.0819 0.0804 0.0778 0.0792 0.0998 0.0891 0.0961 0.0878 0.0871 0.0859 0.0855 0.0855 0.0855

0.0572 0.0839 0.0852 0.0758 0.0853 0.0736 0.0744 0.0849 0.0981 0.0852 0.0689 0.0695 0.0870 0.0609 0.0768 0.0777 0.0873 0.0858 0.0855 0.0855 0.0790

0.0664 0.0793 0.0888 0.0838 0.0736 0.0739 0.0920 0.0985 0.0971 0.0804 0.0832 0.0680 0.0896 0.0855 0.0899 0.0875 0.0617 0.0602 0.0703 0.0729 0.0868 0.0868 0.0951

0.0520 0.0864 0.0802 0.0745 0.0888 0.0830 0.0878 0.0917 0.0986 0.0857 0.0826 0.0970 0.0963 0.0792 0.0767 0.0868 0.0951 0.0951

0.0936 0.0815 0.0825 0.0998 0.0992 0.0904 0.0855 0.0935 0.0853 0.0851 0.0931 0.0996 0.0862 0.0818 0.0615 0.0616 0.0543

0.0936 0.0829 0.0852 0.0944 0.0976 0.0974 0.0916 0.0877 0.0923 0.0900 0.0831 0.0902 0.0758 0.0900 0.0941 0.0883 0.0883 0.0616 0.0616 0.0616

0.0976 0.0980 0.0899 0.0889 0.0865 0.0910 0.0877 0.0903 0.0988 0.0919 0.0719 0.0731 0.0616 0.0616 0.0699

0.0883 0.0975 0.0932 0.0934 0.0939 0.0916 0.0729 0.0929 0.0974 0.0991 0.0856 0.0862 0.0884 0.0795 0.0616 0.0679

0.0949 0.0833 0.0972 0.0968 0.0977 0.0958 0.0967 0.0929 0.0896 0.0845 0.0626 0.0575 0.0951

0.0880 0.0973 0.0917 0.0918 0.0976 0.0986 0.0628 0.0699 0.0866 0.0869 0.0964 0.0959

0.0991 0.0948 0.0508 0.0651 0.0627 0.0694 0.0891

0.0787 0.0786 0.0544 0.0976 0.0791 0.0996

0.0862 0.0809 0.0570 0.0542 0.0542 0.0503 0.0872 0.0983

0.0565 0.0568 0.0506 0.0547 0.0859 0.0966 0.0909 0.0986 0.0913

0.0700 0.0870 0.0893 0.0600 0.0899 0.0998

0.0607 0.0686 0.0721 0.0762 0.0806

0.0640 0.0861 0.0831

0.0622 0.0815

0.0533

0.0777

0.0646 0.0561 0.0894

0.0645 0.0544 0.0573 0.0556 0.0720

0.0966 0.0846 0.0846 0.0846 0.0504

0.0919 0.0930 0.0968

0.0742 0.0718 0.0508

0.0506 0.0631 0.0631 0.0631 0.0764 0.0666 0.0758 0.0749 0.0749 0.0747 0.0744 0.0508

0.0705 0.0631 0.0631 0.0510 0.0551 0.0626 0.0666 0.0772 0.0676 0.0744 0.0744 0.0508

0.0506 0.0705 0.0629 0.0624 0.0536 0.0506 0.0598 0.0591 0.0635 0.0654 0.0626 0.0557

0.0511 0.0607 0.0596 0.0709 0.0675 0.0594 0.0651 0.0664 0.0676 0.0502 0.0642 0.0759 0.0593

0.0804 0.0828 0.0964 0.0590 0.0745 0.0589 0.0645 0.0604 0.0787 0.0674 0.0509

0.0568 0.0626 0.0743 0.0867 0.0728 0.0555 0.0630 0.0620

0.0600 0.0636 0.0562 0.0767 0.0987 0.0978 0.0963 0.0534 0.0591 0.0556

0.0739 0.0640 0.0970 0.0957

0.0970

0.0968

0.0803

0.0780 0.0802

0.0891 0.0788 0.0546 0.0539

0.0913 0.0819 0.0596 0.0597

0.0949

0.0949 0.0949

0.1402

0.1409 0.1402 0.1402

0.1403 0.1402

0.1402 0.1402 0.1430 0.1430

0.1430 0.1217 0.1306

0.1342

0.1311

0.1289

0.1072

0.1239 0.1239

0.1017

0.1010

0.1125

0.1095 0.1125 0.1125

0.1184 0.1125

0.1184 0.1184 0.1125 0.1125

0.1272 0.1257

0.1226 0.1196

0.1054 0.1083 0.1081 0.1159 0.1252 0.1043 0.1031 0.1027 0.1208 0.1208

0.1268 0.1279 0.1184 0.1096 0.1116 0.1180 0.1294 0.1254 0.1062 0.1064 0.1067 0.1138 0.1138 0.1043 0.1027 0.1208 0.1208

0.1170 0.1137 0.1116 0.1146 0.1188 0.1309 0.1294 0.1121 0.1062 0.1017 0.1048 0.1115 0.1115 0.1138 0.1138 0.1031 0.1208

0.1346 0.1313 0.1370 0.1417 0.1330 0.1321 0.1451 0.1033 0.1108 0.1127 0.1118 0.1138 0.1138 0.1043

0.1435 0.1472 0.1434 0.1421 0.1151 0.1051 0.1096 0.1138 0.1138 0.1031 0.1208

0.1479 0.1454 0.1323 0.1151 0.1044 0.1201 0.1048 0.1033 0.1096 0.1138

0.1105 0.1212 0.1047 0.1046 0.1098 0.1135 0.1094

0.1174 0.1089 0.1111 0.1115 0.1067

0.1160 0.1094 0.1115 0.1067 0.1064

0.1202 0.1049 0.1302 0.1040 0.1062

0.1040 0.1062

0.1004

0.1172 0.1129

0.1105 0.1224 0.1127 0.1129 0.1471

0.1301 0.1265 0.1323 0.1127 0.1129 0.1134 0.1235 0.1338 0.1256

0.1105 0.1323 0.1323 0.1127 0.1131 0.1139 0.1280 0.1341 0.1256

0.1105 0.1294 0.1323 0.1323 0.1127 0.1130 0.1235 0.1341

0.1105 0.1294 0.1323 0.1323 0.1127 0.1129 0.1343 0.1223 0.1341

0.1301 0.1105 0.1302 0.1127 0.1127 0.1205 0.1019

0.1105 0.1105 0.1253 0.1020

0.1172 0.1172 0.1172 0.1205

0.1268 0.1268 0.1268

0.1268 0.1268 0.1268 0.1268 0.1268 0.1270 0.1400

0.1262 0.1261 0.1264 0.1268 0.1273 0.1229 0.1346 0.1446

0.1149 0.1258 0.1276 0.1263 0.1413 0.1442 0.1495

0.1054 0.1214 0.1034 0.1438

0.1248 0.1415 0.1156 0.1113 0.1040 0.1067 0.1110 0.1341 0.1488

0.1180 0.1079 0.1122 0.1096 0.1108 0.1113 0.1270 0.1400

0.1010 0.1010 0.1121 0.1062 0.1085 0.1427

0.1425

0.1248 0.1267 0.1267 0.1242 0.1266 0.1065

0.1279 0.1226 0.1129

0.1044 0.1159 0.1084 0.1084

0.1015

0.1122 0.1032

0.1064 0.1193

0.1197 0.1067

0.1005 0.1063 0.1062 0.1166 0.1344

0.1079 0.1236 0.1176 0.1060 0.1165 0.1337 0.1245

0.1142 0.1001 0.1027 0.1236 0.1223

0.1036 0.1120 0.1002 0.1065

0.1058 0.1028 0.1021 0.1012 0.1054 0.1097 0.1147

0.1068 0.1004 0.1027 0.1208 0.1361 0.1361 0.1361 0.1361 0.1490

0.1195 0.1427 0.1433 0.1440 0.1442 0.1442 0.1442

0.1096 0.1291 0.1344 0.1442 0.1442

0.1031 0.1018 0.1430 0.1037

0.1029 0.1412 0.1243 0.1251 0.1479

0.1084 0.1067 0.1104 0.1248 0.1275 0.1249 0.1452 0.1191

0.1001 0.1081 0.1033 0.1111 0.1358 0.1424 0.1024

0.1004 0.1267 0.1146 0.1111 0.1027 0.1024 0.1024

0.1069 0.1267 0.1254 0.1263 0.1168 0.1193 0.1151 0.1107 0.1128

0.1055 0.1027 0.1086 0.1047

0.1019 0.1030 0.1375 0.1484 0.1484

0.1165

0.1022

0.1077

0.1053 0.1087 0.1037

0.1107

0.1201 0.1041

0.1007 0.1236 0.1082

0.1034 0.1002 0.1163

0.1230 0.1047 0.1044

0.1044 0.1044

0.1204 0.1116

0.1116 0.1149 0.1061

0.1172 0.1294 0.1452 0.1472 0.1102

0.1380

0.1887

0.1887 0.1880

0.1880 0.1880

0.1880 0.1880 0.1880

0.1880 0.1892

0.1698 0.1896

0.1896 0.1867

0.1949 0.1653

0.1918 0.1789 0.1653 0.1653 0.1653

0.1506

0.1681 0.1680 0.1673 0.1594 0.1616 0.1957

0.1663 0.1659 0.1638 0.1956

0.1908 0.1667 0.1599

0.1508 0.1951 0.1589

0.1587 0.1550 0.1550

0.1685 0.1683 0.1689

0.1597 0.1586 0.1578

0.1523

0.1890 0.1807

0.1944 0.1898

0.1924

0.1769

0.1779

0.1514 0.1791

0.1771 0.1757

0.1753 0.1752 0.1752

0.1668 0.1752 0.1752 0.1752

0.1541

0.1526

0.1544 0.1585 0.1594 0.1594

0.1520 0.1538 0.1532 0.1532 0.1532 0.1831

0.1745 0.1526 0.1735 0.1532 0.1532 0.1532

0.1613 0.1532 0.1898

0.1510 0.1574 0.1664 0.1624 0.1898

0.1713 0.1539 0.1527 0.1521 0.1692 0.1888

0.1519 0.1556 0.1521 0.1528

0.1575 0.1767 0.1589 0.1800

0.1508 0.1990

0.1990

0.1861 0.1946

0.1839 0.1908

0.1591 0.1957

0.1526 0.1834 0.1817

0.1556

0.2221 0.2252 0.2255 0.2143

0.2043 0.2238 0.2354 0.2324 0.2262 0.2171

0.2354 0.2384 0.2291 0.2292 0.2215

0.2314 0.2274 0.2218 0.2156 0.2041 0.2063

0.2175 0.2243 0.2003 0.2049 0.2080

0.2245 0.2172 0.2014 0.2068

0.2211 0.2046

0.2049 0.2048 0.2038 0.2021

0.2291

0.2158 0.2695 0.2585

0.2155 0.2279 0.2070 0.2508 0.2292 0.2323

0.2822 0.2840 0.3114 0.2593 0.2381 0.2265 0.2442

0.3244 0.3194 0.3288 0.3422 0.2903 0.2919 0.3029

0.3461 0.3465 0.3479 0.2904 0.2390 0.3139

0.3482 0.3482 0.3482 0.3482 0.2817 0.2489 0.2489 0.3358 0.3358

0.3482 0.3482 0.3482 0.3482 0.2489 0.3358 0.3358 0.3358 0.3358 0.3358

0.3358 0.3358 0.3358 0.3358 0.3358

0.2854 0.2560

0.2189

0.2022

0.2119 0.2253 0.2022

0.2117 0.2038

0.2065

0.2355

0.2587 0.2184

0.2167 0.2184 0.2184 0.2184

0.2257 0.2258 0.2257 0.2184 0.2184

0.3026 0.3021 0.3009 0.3532 0.4597 0.4902 0.4558

0.3021 0.3532 0.4597 0.4902 0.4558 0.4558

0.3035 0.4597 0.4597 0.4558 0.4558 0.4558

0.4594 0.4558 0.4558 0.3058 0.2585 0.2577

0.2323 0.2323 0.2585 0.2585

0.2442 0.2277

0.2670 0.3229 0.3229

0.2867 0.4150 0.4150 0.2905 0.2457

0.2695 0.2834 0.2205

EAST EMERALD 4060 LEVEL - WO3 ︵% ︶

LEGEND

WO3 > 0.0 < 0.01 %WO3 >= 0.01 < 0.05 %WO3 >= 0.05 < 0.10 %WO3 >= 0.10 < 0.15 %WO3 >= 0.15 < 0.20 %WO3 >= 0.20 %

Composites from 20 ft.below to 20 ft abovebench

 

64 

 

 

Figure 17: 3960‐level plan showing estimated WO3 blocks 

7000E

7000E 7500E

7500E 8000E

8000E 8500E

8500E

650

0N

650

0N

700

0N

700

0N

750

0N

750

0N

800

0N

800

0N

850

0N

850

0N

900

0N

900

0N

950

0N

950

0N

100

00N

100

00N

0.0003 0.0003 0.0003 0.0003

0.0009 0.0009 0.0009

0.0009

0.0009 0.0009

0.0005

0.0005

0.0084 0.0084 0.0014

0.0092 0.0017 0.0015

0.0015 0.0019 0.0021 0.0001

0.0021 0.0025

0.0023

0.0023 0.0022 0.0021

0.0024 0.0022 0.0021 0.0009

0.0021 0.0022 0.0022 0.0069 0.0008

0.0069

0.0098

0.0008

0.0083

0.0006

0.0033 0.0006 0.0001

0.0033 0.0003

0.0071 0.0001

0.0071 0.0001

0.0001 0.0001

0.0001

0.0001

0.0285 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285 0.0285

0.0285 0.0285

0.0209

0.0471 0.0471 0.0192

0.0471 0.0471 0.0192

0.0471 0.0471 0.0192

0.0471

0.0361

0.0361

0.0242 0.0364

0.0489

0.0489

0.0391 0.0292 0.0453

0.0370 0.0234 0.0345 0.0490

0.0326 0.0238

0.0254 0.0328 0.0324 0.0383

0.0292 0.0349 0.0342 0.0479

0.0480 0.0478 0.0466 0.0447

0.0386 0.0353 0.0353 0.0265 0.0209 0.0239 0.0355

0.0399 0.0414 0.0320 0.0236 0.0298

0.0322 0.0366 0.0217 0.0242 0.0234 0.0399 0.0340 0.0445

0.0246 0.0236 0.0122 0.0161 0.0434

0.0231 0.0275 0.0126 0.0409 0.0418 0.0220

0.0252 0.0334 0.0427 0.0492 0.0319 0.0207

0.0481

0.0357 0.0488 0.0468 0.0425

0.0397

0.0460 0.0459

0.0459 0.0459 0.0459

0.0251 0.0251 0.0275 0.0345 0.0345

0.0248 0.0247 0.0250 0.0255 0.0416

0.0362 0.0420 0.0471 0.0279 0.0280

0.0272 0.0355 0.0371 0.0360 0.0449 0.0450 0.0455 0.0494 0.0454 0.0422 0.0354 0.0340 0.0462 0.0454

0.0454 0.0383 0.0440 0.0440 0.0444 0.0440 0.0430 0.0441 0.0347 0.0347 0.0412 0.0314

0.0183 0.0440 0.0437 0.0424 0.0354 0.0409 0.0208 0.0204 0.0265 0.0195 0.0424

0.0244 0.0261 0.0338 0.0397 0.0204 0.0213 0.0279 0.0253 0.0217 0.0462 0.0421

0.0241 0.0292 0.0175 0.0235 0.0468 0.0262 0.0313 0.0242 0.0237

0.0125 0.0162 0.0172 0.0167 0.0273 0.0408 0.0322

0.0152 0.0153 0.0153 0.0152 0.0298 0.0344 0.0114 0.0114 0.0114

0.0214 0.0214 0.0214 0.0212 0.0309 0.0114 0.0114 0.0114

0.0214 0.0214 0.0214 0.0240 0.0167 0.0333

0.0334 0.0334 0.0334 0.0334

0.0469 0.0469 0.0469 0.0334 0.0334

0.0258

0.0200 0.0286 0.0483 0.0477 0.0447

0.0286 0.0286 0.0427

0.0466

0.0416 0.0368

0.0403 0.0416

0.0268 0.0268 0.0110

0.0268 0.0268 0.0266 0.0110

0.0267 0.0268 0.0226

0.0165 0.0226

0.0194 0.0110

0.0259

0.0379

0.0979

0.0660

0.0605

0.0996 0.0598 0.0688 0.0688 0.0627 0.0605

0.0975 0.0974 0.0641 0.0583 0.0688 0.0688 0.0688 0.0688 0.0576

0.0658 0.0502 0.0506 0.0653 0.0603 0.0688 0.0688 0.0688 0.0688

0.0669 0.0681 0.0555 0.0510 0.0701 0.0690 0.0688 0.0688 0.0688

0.0640 0.0669 0.0731 0.0720 0.0699 0.0689 0.0688 0.0688 0.0688

0.0721 0.0728 0.0717 0.0700 0.0689 0.0688 0.0688 0.0614 0.0929

0.0795 0.0699 0.0698 0.0692 0.0792 0.0625 0.0696 0.0652

0.0818 0.0958 0.0749 0.0749

0.0952 0.0952 0.0952 0.0952

0.0967 0.0968 0.0871

0.0989 0.0974 0.0956 0.0838

0.0949 0.0949 0.0949

0.0949 0.0949

0.0711

0.0919 0.0608 0.0952

0.0608

0.0546

0.0546

0.0758 0.0886 0.0886 0.0883 0.0674

0.0928 0.0886 0.0886 0.0886 0.0886 0.0886

0.0928 0.0886 0.0886 0.0886 0.0886 0.0886 0.0886

0.0895 0.0891 0.0887 0.0886 0.0886 0.0829

0.0903 0.0958 0.0955 0.0983

0.0889 0.0909 0.0963 0.0996 0.0942 0.0900 0.0889

0.0959 0.0959 0.0959 0.0969 0.0988 0.0928 0.0961 0.0959 0.0959

0.0959 0.0959 0.0959 0.0960 0.0963 0.0965 0.0962

0.0750 0.0959 0.0959 0.0959 0.0959 0.0948 0.0948 0.0948 0.0852 0.0717 0.0776 0.0707

0.0750 0.0755 0.0998 0.0914 0.0957 0.0752 0.0776 0.0776 0.0707 0.0846

0.0597 0.0619 0.0501 0.0619 0.0625 0.0626 0.0937 0.0959 0.0848 0.0847 0.0752 0.0751 0.0772 0.0770 0.0982

0.0940 0.0812 0.0812 0.0763 0.0720 0.0707 0.0913 0.0995 0.0852 0.0847 0.0730 0.0735 0.0880 0.0772

0.0940 0.0812 0.0662 0.0729 0.0724 0.0705 0.0899 0.0820 0.0924 0.0999 0.0698 0.0677 0.0862

0.0516 0.0509 0.0526 0.0906 0.0886 0.0927 0.0943 0.0825 0.0847 0.0825 0.0750

0.0616 0.0710 0.0911 0.0877 0.0804 0.0846 0.0969

0.0547 0.0735 0.0798 0.0936 0.0945 0.0941 0.0814

0.0651 0.0648 0.0588 0.0913 0.0970 0.0640 0.0846 0.0985

0.0515 0.0511 0.0603 0.0767 0.0775 0.0962 0.0970

0.0543 0.0535 0.0619 0.0703

0.0512 0.0916 0.0919 0.0945 0.0937

0.0642 0.0731 0.0782 0.0717 0.0821 0.0921 0.0919

0.0571 0.0533

0.0504 0.0617 0.0766 0.0851 0.0964 0.0996

0.0514 0.0824 0.0791 0.0801

0.0548 0.0531 0.0641 0.0573 0.0717 0.0801 0.0801 0.0910

0.0628 0.0806 0.0691 0.0599 0.0545 0.0544 0.0592 0.0606 0.0666 0.0644 0.0788 0.0717 0.0924 0.0911

0.0537 0.0620 0.0737 0.0695 0.0649 0.0657 0.0603 0.0728 0.0856 0.0887 0.0908 0.0837 0.0806 0.0959

0.0639 0.0691 0.0678 0.0834 0.0806 0.0779 0.0850 0.0895 0.0895 0.0803 0.0851 0.0841 0.0824 0.0941 0.0941 0.0941 0.0676

0.0648 0.0696 0.0761 0.0785 0.0751 0.0763 0.0760 0.0780 0.0929 0.0887 0.0885 0.0941 0.0941 0.0676

0.0587 0.0854 0.0854 0.0953 0.0921 0.0926 0.0962 0.0948 0.0984 0.0990 0.0882 0.0895 0.0889 0.0604 0.0604

0.0971 0.0941 0.0961 0.0984 0.0984 0.0863 0.0865 0.0982

0.0907 0.0877 0.0856 0.0832 0.0874 0.0923 0.0948 0.0955 0.0955 0.0855 0.0855 0.0855 0.0977 0.0977

0.0861 0.0840 0.0872 0.0965 0.0950 0.0959 0.0960 0.0956 0.0855 0.0977 0.0977 0.0977

0.0912 0.0996 0.0896 0.0927 0.0927 0.0927

0.0996 0.0990 0.0987 0.0949 0.0936 0.0849 0.0849

0.0918 0.0924 0.0691 0.0970 0.0848 0.0848 0.0849 0.0809

0.0956 0.0993 0.0933 0.0643 0.0970 0.0848 0.0848 0.0848 0.0811

0.0777 0.0677 0.0542 0.0849 0.0851 0.0853 0.0813

0.0535 0.0534 0.0620 0.0868 0.0885 0.0881 0.0826

0.0625 0.0892 0.0849

0.0803 0.0843 0.0816 0.0760 0.0741 0.0628

0.0549 0.0630 0.0551 0.0557 0.0539 0.0740 0.0735 0.0560

0.0563

0.0511 0.0536 0.0627

0.0608 0.0717 0.0785 0.0873 0.0876

0.0690 0.0816 0.0714

0.0613 0.0577

0.0675 0.0629 0.0647 0.0643 0.0660

0.0668 0.0690 0.0667 0.0650 0.0656 0.0706 0.0999

0.0752 0.0701 0.0651 0.0650 0.0697 0.0775

0.0647 0.0763 0.0870 0.0884

0.0846 0.0805

0.0724

0.0777 0.0819

0.0897 0.0952 0.0720 0.0848 0.0852 0.0981 0.0975 0.0975

0.0697 0.0717 0.0649 0.0852 0.0877 0.0910 0.0717 0.0966 0.0963 0.0618 0.0688

0.0806 0.0844 0.0646 0.0658 0.0882 0.0679 0.0733

0.0888 0.0831 0.0981 0.0660

0.0978 0.0959 0.0871 0.0851

0.0861 0.0844 0.0840 0.0844 0.0854

0.0746 0.0781 0.0807 0.0908 0.0947 0.0555

0.0961 0.0673 0.0667 0.0642

0.0644 0.0644 0.0621 0.0792

0.0521 0.0638 0.0825 0.0831 0.0882

0.0847 0.0912 0.0904

0.0789

0.1000 0.0957

0.0927

0.1303

0.1267 0.1053

0.1339 0.1053

0.1339 0.1099

0.1254 0.1263

0.1258 0.1256 0.1259 0.1264 0.1267

0.1266 0.1267

0.1253

0.1499 0.1383 0.1253

0.1496 0.1497 0.1480

0.1306 0.1351 0.1351 0.1269 0.1269 0.1480

0.1416 0.1082 0.1218 0.1224 0.1351

0.1210 0.1095

0.1095 0.1095

0.1113

0.1291 0.1291

0.1296 0.1066 0.1066 0.1291 0.1291 0.1291

0.1043 0.1334 0.1334 0.1291 0.1291 0.1291 0.1291

0.1473 0.1331 0.1334 0.1334 0.1291 0.1291

0.1327 0.1334 0.1334 0.1079

0.1079

0.1079

0.1470 0.1282 0.1079 0.1062 0.1062 0.1062

0.1430 0.1443 0.1440 0.1427 0.1079 0.1415 0.1230 0.1114 0.1114 0.1114 0.1114 0.1017 0.1040 0.1062

0.1422 0.1422 0.1422 0.1082 0.1478 0.1474 0.1473 0.1276 0.1302 0.1302 0.1290 0.1062

0.1494 0.1494 0.1494 0.1302 0.1290 0.1062

0.1479 0.1107 0.1040 0.1062

0.1363 0.1352 0.1276 0.1040

0.1448 0.1336 0.1181 0.1114 0.1268

0.1418

0.1074

0.1074

0.1205

0.1395

0.1396 0.1396 0.1396 0.1396 0.1157

0.1396 0.1396 0.1396 0.1401 0.1293 0.1285 0.1278 0.1246 0.1237 0.1246 0.1434 0.1434 0.1450 0.1242 0.1341 0.1102

0.1284 0.1396 0.1396 0.1403 0.1313 0.1330 0.1340 0.1308 0.1252 0.1228 0.1474 0.1184 0.1037

0.1396 0.1396 0.1397 0.1415 0.1337 0.1338 0.1308 0.1271 0.1234 0.1210 0.1202 0.1210 0.1019

0.1393 0.1396 0.1396 0.1397 0.1407 0.1298 0.1300 0.1250 0.1231 0.1241 0.1042 0.1110 0.1100 0.1248 0.1220

0.1393 0.1396 0.1396 0.1396 0.1397 0.1397 0.1396 0.1396 0.1044 0.1146 0.1045 0.1205 0.1205

0.1396 0.1396 0.1396 0.1396 0.1396 0.1396 0.1499 0.1235 0.1007 0.1410 0.1410 0.1191

0.1393 0.1396 0.1396 0.1396 0.1396 0.1425 0.1410 0.1410

0.1226 0.1226 0.1226

0.1298 0.1038 0.1102 0.1102

0.1109 0.1022 0.1231 0.1231 0.1050 0.1065 0.1102

0.1075 0.1268 0.1268 0.1268

0.1061 0.1079 0.1235 0.1264 0.1268 0.1268 0.1268

0.1003 0.1017 0.1103 0.1147 0.1232 0.1265 0.1268 0.1268 0.1268

0.1036 0.1361 0.1213 0.1260 0.1268 0.1268 0.1268 0.1486

0.1059 0.1089 0.1080 0.1034 0.1265 0.1268 0.1268 0.1268 0.1486

0.1317 0.1133 0.1266 0.1333 0.1340 0.1357 0.1268 0.1268 0.1268 0.1427

0.1132 0.1043 0.1050 0.1271 0.1210 0.1189

0.1170 0.1149 0.1099 0.1106 0.1060 0.1121 0.1250

0.1085 0.1155 0.1097 0.1099 0.1140 0.1260 0.1376 0.1243 0.1002 0.1177 0.1302

0.1159 0.1499 0.1362

0.1299 0.1280 0.1229 0.1273

0.1333 0.1275 0.1079 0.1015 0.1015

0.1005 0.1075

0.1071 0.1044 0.1000

0.1343 0.1399 0.1138

0.1027 0.1034 0.1034 0.1274 0.1203 0.1441 0.1042

0.1016 0.1140 0.1145 0.1121 0.1449 0.1278 0.1156 0.1153 0.1186 0.1203

0.1017 0.1137 0.1018 0.1019 0.1122 0.1159 0.1156 0.1070

0.1029 0.1194 0.1043 0.1036 0.1031 0.1073 0.1110

0.1189

0.1006 0.1008 0.1009 0.1360 0.1490

0.1004 0.1361 0.1490

0.1018 0.1038

0.1024 0.1361

0.1318 0.1084

0.1105

0.1257 0.1236 0.1168

0.1257

0.1381

0.1167

0.1031

0.1223

0.1010 0.1165 0.1355

0.1263 0.1356

0.1422

0.1162 0.1215

0.1298 0.1156

0.1300 0.1156 0.1156 0.1075

0.1021

0.1144 0.1159 0.1068

0.1161 0.1126 0.1150 0.1028

0.1081 0.1099 0.1102 0.1027 0.1025

0.1013

0.1024

0.1202 0.1090 0.1120

0.1129 0.1298

0.1106

0.1114 0.1012 0.1207

0.1674 0.1674 0.1602

0.1858 0.1858 0.1858 0.1674 0.1674

0.1858 0.1858 0.1856 0.1851 0.1847 0.1674

0.1857 0.1843 0.1805 0.1771 0.1776 0.1813

0.1766 0.1642 0.1631 0.1710 0.1535

0.1710 0.1609 0.1648

0.1767 0.1767

0.1767 0.1767 0.1767 0.1548 0.1868 0.1681

0.1548 0.1868 0.1868 0.1673 0.1656

0.1687 0.1532 0.1679 0.1658 0.1603 0.1546

0.1692 0.1692 0.1683 0.1677 0.1621 0.1681

0.1692 0.1533 0.1692 0.1679 0.1616 0.1538 0.1525 0.1597

0.1533 0.1690 0.1682 0.1653 0.1632 0.1646 0.1674 0.1590

0.1692 0.1681 0.1681 0.1827

0.1692 0.1692

0.1521

0.1620

0.1620

0.1567 0.1610 0.1595 0.1587

0.1620 0.1621 0.1629 0.1623 0.1577 0.1516 0.1509

0.1624 0.1665 0.1712 0.1681 0.1547 0.1504 0.1519 0.1620 0.1620

0.1621 0.1658 0.1741 0.1791 0.1737 0.1616 0.1574 0.1592 0.1617 0.1620

0.1881 0.1542 0.1571 0.1620 0.1620

0.1620

0.1970

0.1758 0.1531 0.1798 0.1674 0.1802 0.1750 0.1971 0.1959 0.2000 0.1905 0.1837

0.1867 0.1797 0.1860 0.1913 0.1945 0.2000 0.1905

0.1576 0.1764 0.1891 0.1799 0.2000 0.1905

0.1593 0.1709 0.1621 0.1826 0.1780 0.1623

0.1757 0.1632 0.1620 0.1875 0.1925 0.1887 0.1853 0.1915

0.1808 0.1801 0.1621 0.1731 0.1609 0.1949 0.1920 0.1832 0.1843

0.1555 0.1956 0.1920 0.1546 0.1943

0.1911 0.1911 0.1832 0.1585

0.1585 0.1911 0.1789 0.1771

0.1576

0.1501

0.1816 0.1663 0.1506 0.1506

0.1501 0.1502 0.1506 0.1506 0.1505

0.1504 0.1506 0.1506 0.1506

0.1506 0.1506 0.1506 0.1506

0.1507 0.1507

0.1501 0.1575

0.1563 0.1515

0.1541

0.1683

0.1549

0.1526

0.1530

0.1655 0.1666 0.1667

0.1657 0.1667

0.1631

0.1665 0.1662

0.1548 0.1532 0.1531 0.1531

0.1894

0.2011 0.2011

0.2049

0.2049

0.2049

0.2049

0.4522 0.4522 0.4522

0.4522 0.4522 0.4503 0.4403 0.4273

0.4521 0.4472 0.4222 0.3804 0.3543 0.3798

0.4499 0.4276 0.3816 0.3253 0.3118 0.3858 0.4306

0.4522 0.3943 0.3823 0.4013 0.4323 0.4497 0.4522

0.4398 0.4474 0.4518 0.4522

0.4522 0.4522 0.4602

0.2111 0.2179 0.2179

0.2170 0.2102 0.2069 0.2230 0.2103

0.2217 0.2193 0.2124 0.2201

0.2291

0.2088 0.2231 0.2239 0.2240

0.2070 0.2002

0.2744 0.4150 0.4150

0.2744 0.3069 0.2734 0.2734

0.2057 0.2019 0.2005 0.2003 0.2003

EAST EMERALD 3960 LEVEL - WO3 ︵% ︶

LEGEND

WO3 > 0.0 < 0.01 %WO3 >= 0.01 < 0.05 %WO3 >= 0.05 < 0.10 %WO3 >= 0.10 < 0.15 %WO3 >= 0.15 < 0.20 %WO3 >= 0.20 %

Composites from 20 ft.below to 20 ft abovebench

 

65 

 

 

Figure 18: 3860‐level plan showing estimated WO3 blocks 

7000E

7000E 7500E

7500E 8000E

8000E 8500E

8500E

650

0N

650

0N

700

0N

700

0N

750

0N

750

0N

800

0N

800

0N

850

0N

850

0N

900

0N

900

0N

950

0N

950

0N

100

00N

100

00N

0.0468

0.0361

0.0361

0.0252

0.0368 0.0310

0.0367 0.0368 0.0367 0.0310

0.0357 0.0354 0.0220

0.0256

0.0205 0.0206

0.0190 0.0194 0.0202 0.0206

0.0173 0.0174 0.0187 0.0202 0.0206

0.0183

0.0206 0.0206

0.0206 0.0206

0.0206 0.0206

0.0337

0.0300 0.0378

0.0267 0.0442 0.0406 0.0394

0.0238 0.0468 0.0406 0.0196

0.0234 0.0164 0.0459 0.0406

0.0256 0.0256 0.0456

0.0254 0.0244 0.0312

0.0235 0.0473 0.0465

0.0304

0.0431

0.0448

0.0448

0.0937

0.0946 0.0818 0.0818 0.0818

0.0818 0.0600 0.0600 0.0818

0.0600 0.0600 0.0600 0.0818

0.0600 0.0600 0.0818

0.0818 0.0818 0.0818

0.0818 0.0818 0.0818

0.0818

0.0984 0.0848

0.0959 0.0959 0.0959 0.0959 0.0959 0.0959

0.0969 0.0972 0.0967 0.0960 0.0959 0.0959

0.0995 0.0967 0.0959 0.0959 0.0959

0.0959 0.0960 0.0970 0.0990 0.0963 0.0959 0.0959 0.0960

0.0750 0.0959 0.0951 0.0919 0.0883 0.0959 0.0959 0.0959 0.0750 0.0772

0.0956 0.0910 0.0827 0.0764 0.0782 0.0821 0.0969 0.0969 0.0969

0.0910 0.0857 0.0671 0.0730 0.0773 0.0989 0.0969 0.0969 0.0969 0.0969 0.0717 0.0898

0.0756 0.0987 0.0960 0.0969 0.0700 0.0752 0.0752 0.0776

0.0732 0.0991 0.0961 0.0960 0.0958 0.0848 0.0750 0.0752 0.0752

0.0869 0.0982 0.0756 0.0745 0.0752 0.0752

0.0745 0.0747 0.0752 0.0776 0.0776

0.0755 0.0745 0.0752 0.0752 0.0776 0.0707

0.0776 0.0707

0.0987 0.0805 0.0892 0.0847 0.0848

0.0866 0.0846 0.0882 0.0958

0.0956 0.0957 0.0957 0.0958 0.0675 0.0676 0.0676

0.0835 0.0600 0.0675 0.0676 0.0676 0.0676 0.0676

0.0836 0.0840 0.0840 0.0740 0.0676 0.0676 0.0676 0.0676

0.0854 0.0880 0.0895 0.0792 0.0765 0.0941

0.0930 0.0919 0.0914

0.0972 0.0952 0.0941 0.0676

0.0997 0.0974 0.0676 0.0676 0.0676

0.0962 0.0960 0.0851 0.0941 0.0676 0.0676

0.0967 0.0857 0.0676 0.0941 0.0795

0.0676 0.0676 0.0676

0.0970

0.0848

0.0950

0.0989 0.0739 0.0740 0.0744 0.0800

0.0746 0.0800 0.0800 0.0800 0.0800

0.0659 0.0652 0.0608 0.0606 0.0531 0.0893 0.0907 0.0876

0.0528 0.0548 0.0895 0.0876 0.0876 0.0876 0.0876

0.0876 0.0876 0.0876

0.0691 0.0876 0.0876

0.0593 0.0655 0.0689

0.0728 0.0776 0.0696

0.0813 0.0824 0.0826 0.0852 0.0995 0.0994 0.0994 0.0994

0.0994 0.0993 0.0989

0.0976 0.0938

0.0735 0.0765 0.0768 0.0847 0.0847

0.0806 0.0768 0.0847 0.0847 0.0847

0.0711 0.0807 0.0847 0.0847

0.0632 0.0718 0.0907 0.0850

0.0552 0.0519 0.0657 0.0665 0.0834

0.0613 0.0852 0.0728 0.0821 0.0884 0.0952 0.0965

0.0706 0.0815 0.0733 0.0670 0.0710 0.0983 0.0999 0.0923 0.0971 0.0941

0.0524 0.0783 0.0816 0.0810 0.0687 0.0640 0.0961 0.0776 0.0864 0.0944 0.0890

0.0571 0.0687 0.0712 0.0940 0.0642 0.0924 0.0821 0.0776 0.0864 0.0864 0.0537 0.0664 0.0589

0.0694 0.0687 0.0912 0.0864 0.0772 0.0926 0.0821 0.0757 0.0570 0.0537 0.0589 0.0589 0.0589

0.0785 0.0823 0.0867 0.0774 0.0839 0.0681 0.0530 0.0559 0.0569 0.0589 0.0589 0.0589 0.0532

0.0503 0.0700 0.0643 0.0827 0.0858 0.0762 0.0846 0.0540 0.0587 0.0589 0.0589 0.0785

0.0543 0.0758 0.0962 0.0933 0.0762 0.0648 0.0634 0.0637 0.0637 0.0785 0.0677

0.0543 0.0549 0.0797 0.0956 0.0718 0.0817 0.0787 0.0785 0.0785 0.0785 0.0554

0.0681 0.0705 0.0751 0.0825 0.0802 0.0787 0.0785 0.0785

0.0775 0.0923 0.0704 0.0799 0.0785 0.0785 0.0785 0.0785

0.0787 0.0785 0.0785 0.0787 0.0912

0.1015 0.1481

0.1032 0.1097 0.1459 0.1032

0.1097 0.1097 0.1459 0.1459 0.1459 0.1459 0.1370 0.1032

0.1459 0.1459 0.1454 0.1436 0.1420 0.1459 0.1459 0.1032

0.1459 0.1458 0.1439 0.1379 0.1305 0.1294 0.1459 0.1370 0.1032

0.1097 0.1459 0.1443 0.1371 0.1256 0.1113 0.1232 0.1355 0.1032

0.1459 0.1457 0.1426 0.1354 0.1283 0.1277 0.1356 0.1428 0.1457 0.1032

0.1459 0.1458 0.1445 0.1419 0.1408 0.1424 0.1449 0.1459

0.1459 0.1459 0.1458 0.1458

0.1097

0.1455

0.1288

0.1481

0.1449 0.1342

0.1449 0.1342

0.1196

0.1392

0.1393 0.1393 0.1393

0.1395 0.1396 0.1396 0.1284

0.1403 0.1397 0.1396 0.1284 0.1358 0.1358 0.1410 0.1410 0.1410 0.1410

0.1406 0.1396 0.1396 0.1285 0.1362 0.1358 0.1410 0.1410 0.1070 0.1410

0.1402 0.1397 0.1284 0.1424 0.1424

0.1284 0.1393 0.1424 0.1424 0.1424

0.1424 0.1424 0.1424 0.1030 0.1025

0.1172 0.1035 0.1020

0.1311

0.1025 0.1029 0.1058 0.1129 0.1129 0.1311

0.1129 0.1300 0.1301 0.1314 0.1218

0.1142 0.1125 0.1263 0.1257 0.1297 0.1226 0.1196

0.1145 0.1248 0.1208 0.1221 0.1262 0.1201 0.1171

0.1155 0.1195 0.1237 0.1239 0.1298 0.1230 0.1188

0.1132 0.1197 0.1281 0.1295 0.1229 0.1457 0.1122

0.1310 0.1310 0.1478 0.1406 0.1227 0.1227

0.1124

0.1111 0.1040 0.1059

0.1118 0.1201 0.1199

0.1224 0.1078 0.1218 0.1120 0.1100

0.1100

0.1142

0.1157 0.1157

0.1096 0.1099 0.1106 0.1106

0.1083 0.1106 0.1106

0.1106 0.1106

0.1102 0.1132 0.1106 0.1106

0.1026 0.1153 0.1134 0.1105 0.1106 0.1037

0.1009 0.1105 0.1106 0.1106 0.1037 0.1037

0.1106 0.1106 0.1106 0.1037

0.1106 0.1106 0.1026

0.1162 0.1034

0.1458 0.1458

0.1458 0.1458 0.1458 0.1318

0.1458 0.1458 0.1318 0.1319 0.1318

0.1458 0.1458 0.1318 0.1325 0.1333 0.1322 0.1300 0.1318 0.1188

0.1458 0.1319 0.1340 0.1367 0.1343 0.1282 0.1252

0.1335 0.1373 0.1374 0.1247 0.1139 0.1065

0.1319 0.1340 0.1353 0.1322 0.1261 0.1239 0.1072

0.1318 0.1322

0.1111 0.1112 0.1128

0.1111 0.1111

0.1022

0.1022 0.1022

0.1446

0.1149 0.1071 0.1225 0.1376

0.1149 0.1149 0.1071 0.1191

0.1275 0.1276 0.1149 0.1149 0.1071 0.1328

0.1273 0.1149 0.1149 0.1377 0.1271

0.1136 0.1131 0.1038

0.1056 0.1078

0.1039

0.1218

0.1102

0.1098 0.1113 0.1125

0.1103

0.1081

0.1427

0.1742 0.1767

0.1810 0.1554

0.1554

0.1554

0.1554

0.1763 0.1661 0.1692

0.1763 0.1763 0.1763 0.1763 0.1661 0.1692 0.1692 0.1692 0.1692

0.1763 0.1763 0.1763 0.1763 0.1763 0.1692 0.1692 0.1692 0.1692 0.1692

0.1763 0.1763 0.1763 0.1693 0.1697 0.1698 0.1694 0.1692 0.1692 0.1692

0.1692 0.1699 0.1730 0.1753 0.1743 0.1712 0.1533 0.1692 0.1692

0.1746 0.1795 0.1800 0.1759 0.1710 0.1693 0.1692 0.1692

0.1778 0.1758 0.1717 0.1694 0.1692 0.1692 0.1692

0.1709 0.1699 0.1693 0.1692 0.1692 0.1692

0.1692 0.1692 0.1692 0.1692 0.1692

0.1683 0.1683 0.1683 0.1620

0.1683

0.1555 0.1747 0.1747

0.1620 0.1620 0.1620 0.1620

0.1620 0.1620 0.1620 0.1620

0.1629 0.1620 0.1620 0.1620 0.1620

0.1635 0.1620 0.1620 0.1620 0.1797

0.1622 0.1620 0.1747

0.1797 0.1797

0.1957 0.1996 0.1874

0.1946 0.1813 0.1813 0.1709 0.1863 0.1766

0.1899 0.1986 0.1946 0.1955 0.1813 0.1863 0.1863

0.1824 0.1979 0.1968 0.1987 0.1960 0.1883 0.1883 0.1883

0.1943 0.1958 0.1853 0.1917 0.1983 0.1811 0.1868 0.1868

0.1624 0.1709 0.1653 0.1934 0.1868 0.1914

0.1584 0.1531 0.1654 0.1937 0.1990

0.1820 0.1970

0.1954

0.1888 0.1961

0.1937 0.1932

0.1971 0.1605

0.1605

0.1501 0.1501 0.1501 0.1501 0.1816

0.1540 0.1540 0.1501 0.1501 0.1816

0.1540 0.1501 0.1816

0.1540

0.1535 0.1549 0.1554

0.1523 0.1524 0.1554 0.1554 0.1555

0.1525 0.1525 0.1747 0.1555 0.1555 0.1555 0.1555

0.1576 0.1589

0.1607

0.1515

0.1515

0.1515

0.1570

0.1954

0.2114

0.4522 0.4522 0.4522 0.4522 0.4522

0.4522 0.4522 0.4522 0.4522 0.4522 0.4522

0.4522 0.4532 0.4574 0.4581 0.4535 0.4522 0.4522 0.4522 0.4522

0.4522 0.4525 0.4602 0.4826 0.5048 0.5048 0.4602 0.4523 0.4522 0.4522 0.4522

0.4625 0.4980 0.5511 0.6019 0.5383 0.4522 0.4522 0.4522

0.3654 0.4777 0.5196 0.5568 0.5572 0.5024 0.4662 0.4522

0.4370 0.4691 0.4873 0.4916 0.4774 0.4597 0.4525

0.4555 0.4545 0.4526 0.4522 0.4522

0.3794 0.4522 0.4522 0.4522

0.4522

0.2040

0.2003

0.2054 0.2239 0.2158

0.2180 0.2152

0.2037 0.2152

0.2258 0.2234 0.2470 0.2285

0.2126 0.2267 0.2453 0.2185 0.2278

0.2203 0.3346 0.2456 0.2432 0.2123 0.2060 0.2129 0.2054 0.2043

0.2327 0.2166 0.2523 0.2610 0.2060 0.2129 0.2106 0.2106 0.2106

0.2697 0.2141 0.2104 0.2250 0.2106 0.2106 0.2106 0.2106 0.2043

0.2179 0.2075 0.2059 0.2042 0.2082 0.2105 0.2106 0.2106 0.2106 0.2043

0.2000 0.2076 0.2105 0.2106 0.2106 0.2106

0.2049 0.2106

0.2076 0.2101

0.2106 0.2106

0.2413

0.2133 0.2132 0.2132 0.2132

0.2134 0.2133 0.2132 0.2132 0.2132

0.2132 0.2132

0.2145

EAST EMERALD 3860 LEVEL - WO3 ︵% ︶

LEGEND

WO3 > 0.0 < 0.01 %WO3 >= 0.01 < 0.05 %WO3 >= 0.05 < 0.10 %WO3 >= 0.10 < 0.15 %WO3 >= 0.15 < 0.20 %WO3 >= 0.20 %

Composites from 20 ft.below to 20 ft abovebench

 

66 

 

The  details  of  past  tungsten  resource  estimation  work  are  provided  in  “Technical  Report  for  the  Jersey‐Emerald 

Property, Salmo, BC, March 28, 2014” by Giroux and Grunenberg (2014), “Summary Report and Preliminary Resource Calculations  for  the  Dodger  4200 Molybdenum  Zone,  and  Tungsten  Zones,  Jersey‐Emerald  Property,  British Columbia “  by Giroux and Grunenberg (2006), and  “Summary Report and Preliminary Resource Calculations for the East Emerald and Emerald Mine Tungsten Zones, Jersey‐Emerald Property, BC” by Giroux and Grunenberg (2009). 

14.11.2 MOLYBDENUM  (2006) 

In  2006,  an  initial  estimate  of molybdenum  in  the  Dodger  4200  zone,  using  a  0.05% Mo  cut‐off  grade,  yielded  an indicated resource of 28,000 t averaging 0.098% Mo, and an inferred resource of 481,000 t averaging 0.103% Mo. 

The  details  of  past molybdenum  resource  estimation work  is  provided  in  “Technical  Report  for  the  Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC, March 28, 2014” by Giroux and Grunenberg (2014), and  “Summary Report and Preliminary Resource Calculations for the Dodger 4200 Molybdenum Zone, and Tungsten Zones, Jersey‐Emerald Property, British Columbia “  by Giroux and Grunenberg (2006). 

14.11.3 ZINC  AND  LEAD  (2010) 

In 2010, an estimate of the zinc and  lead for the Jersey mine area yielded an  indicated resource of 5.32 Mt averaging 2.60% Zn and 1.04% Pb, and an  inferred resource of 16.93 Mt averaging 2.18% Zn and 1.04% Pb, at a cut‐off grade of 1.5% combined Zn‐Pb.  

The  details  of  past  zinc  and  lead  resource  estimation work  is  provided  in  “Technical  Report  for  the  Jersey‐Emerald 

Property, Salmo, BC, March 28, 2014” by Giroux and Grunenberg  (2014), and    “Resource Estimation  for  the  Jersey Lead Zinc Deposit, Jersey‐Emerald Property, BC “  by Giroux and Grunenberg (2010). 

Table 20: Mineral resources for Jersey‐Emerald property 

Year  Item  Deposit  Classification Cut‐off (%) 

Tons>Cut‐off (t) 

Grade (%) 

Pounds (lb) 

  

2006   

WO3 

 Dodger 

East Dodger Invincible 

Measured 

0.15 

1,200,000  0.379  9,096,000 

Indicated  1,310,000  0.365  9,563,000 

Measured + Indicated  2,510,000  0.372  18,659,000 

Inferred  1,210,000  0.397  9,607,000 

2009  Emerald  Inferred  710,000  0.346  4,913,200 

2015  East Emerald Indicated  561,000  0.201  2,255,220 

Inferred  3,560,000  0.217  15,450,400 

2006+2009+2015  Combined Measured + Indicated  3,071,000  0.341  20,914,220 

Inferred  5,480,000  0.273  29,970,600 

2006 Mo 

Dodger 4200  Indicated 0.05 

28,000  0.098  54,880 

Inferred  481,000  0.103  990,860 

2010 Zn 

Jersey  Indicated  3.50  Zn+Pb 

1,900,000  4.100  155,900,000 

Inferred  4,980,000  3.370  335,600,000 

 

67 

 

Year  Item  Deposit  Classification Cut‐off (%) 

Tons>Cut‐off (t) 

Grade (%) 

Pounds (lb) 

Pb Indicated  1,900,000  1.960  74,600,000 

Inferred  4,980,000  1.950  194,500,000 

All technical reports are available on SEDAR. 

 

68 

 

15 THROUGH 22 ARE NOT APPLICABLE TO THIS TECHNICAL REPORT 

Items 15 through 22 as outlined below are not applicable to this technical report.  

Item 15:  Mineral Reserve Estimates Item 16:  Mining Methods Item 17:  Recovery Methods Item 18:  Project Infrastructure Item 19:  Market Studies and Contracts Item 20:  Environmental Studies, Permitting and Social or Community Impact Item 21:  Capital and Operating Costs Item 22:  Economic Analysis 

 

   

 

69 

 

23 ADJACENT PROPERTIES 

The  area  around  the  Jersey‐Emerald  property  has  undergone  extensive  historic  exploration  and development.  A  listing  of MINFILE  occurrences  obtained  via  the  BC Ministry  of  Energy  and Mines website  indicates  numerous  showings  and  past  producers  proximal  to  the  Jersey‐Emerald  property (Figure 19). 

The  information  presented  is  not  necessarily  indicative  of  the mineralization  on  the  Jersey‐Emerald property.  

23.1 HB 

The HB property  is  located on Aspen Creek, a  tributary of  Sheep Creek, directly north of  the  Jersey‐Emerald property. The north end of the No. 1 ore body outcropped at an elevation of 1219 m, west of Aspen Creek, and almost 1.6 km north of Sheep Creek. 

 The  Consolidated  Mining  and  Smelting  Company  of  Canada  (CMSC,  which  became  Cominco  Ltd. (Cominco))  optioned  the  claims  in  1911.  The No.  2  level  crosscut was  driven  during  the winter  but results were disappointing and the option was dropped  in 1912. On the expiry of the  lease, the entire property was optioned  to a Spokane syndicate operating under  the name Hudson Bay Zinc Company. The low‐level No. 7 crosscut at the 3,100 level began in 1915, and reached a completed length of 579 m in 1916. Drilling from the crosscut failed to find ore and the option was given up in 1917. All exploration work was done in the heavily oxidized zone at the north, and on No. 1 ore body where the flat‐plunging ore was exposed on surface.  

CMSC  returned  in 1927. From 1946, geological  investigations  led  to an  intensive drilling program  that began  in 1948. The drilling  indicated  large bodies of  low‐grade disseminated sulphides gently plunging south from the oxidized ore body. In 1951, construction of a 1,000 ton per day concentrator began and the new No. 8 adit was driven 823 m to the north from the Sheep Creek valley mill site to the ore zone. 

David Minerals  Ltd.,  by  an  agreement  dated May  8,  1981,  purchased  the mine, mill,  and  adjacent properties from Cominco. The HB mill was renovated to  include a flotation circuit to custom‐mill gold‐bearing sulphide ores, and a second circuit to treat molybdenite‐gold ore from the company's Rossland properties. A gold circuit was put  into operation  for a  short period  in December 1981  to process ore from the Gold Belt property. 

 The  HB  ore  bodies  are  thought  to  be  Kootenay  Arc‐type  carbonate‐hosted  sedimentary  exhalative deposits. They are located within dolomitized limestone of the Reeves Member of the Lower Cambrian Laib Fm. The east boundary of the Laib Fm is in faulted contact with argillites of the Lower to Middle OA Fm. The OA rocks were thrust from the east over the Reeves rocks.  

 

70 

 

 

Figure 19: Minfile occurrences in property area 

 

71 

 

There are two distinct calcareous layers of the Reeves Member. The upper 110 m thick unit is separated from a lower 12 m thick member by 15 to 30 m of micaceous brown limey argillite.  

Near the HB mine, the beds form a broad synclinorium. The limestone layers in the mine are on the west limb of this structure.  

The HB ore bodies occur within a hundred m or so  to  the west of  the  thrust  fault. The mineralization may  be  related  to  granitic  stocks  of  the Middle  to  Late  Jurassic Nelson  Intrusions, with  the  nearest outcropping about 1 km away from the mine. The only intrusives present in the mine are post‐ore dykes up to 3 m thick. 

The principal ore zones consisted of three steeply dipping, parallel zones extending as pencil‐like shoots for about 900 m along the gentle south plunge of the controlling structures. The  largest, easternmost ore  zone  has  a maximum  height  of  about  140 m  and  a maximum width  of  30 m.  Steeply  dipping discontinuous ore stringers with a Pb:Zn ratio of 1:5 occur with these zones. Evidence indicates that ore deposition was  controlled by  shear  zones within  the  folded  limestone;, with  the best  concentrations occurring  at  the  junctions  between  steeply  dipping  shears  (the  pencil‐like  ore  bodies)  and  flat  lying shears (the flat‐lying brecciated ore bodies). 

The northern portion of these bodies, which is exposed at surface, near the original HB claim, is oxidized to  a  depth  of  100 m.  The HB  deposits were mined  from  underground;  however,  a  smaller  orebody southwest of the HB mine, known as the Garnet zone, was mined from a small open pit. 

The mineralogy  of  the  ore  is  relatively  simple  with  pyrite,  sphalerite,  and  galena,  and  with minor pyrrhotite locally. 

 The HB mine produced 6,656,101 t of ore  in 29 years between 1912 and 1978. The metals recovered included 29,425,521 g of Ag, 49,511,536 kg of Pb, 260,431,646 kg of Zn, 2,019,586 kg of Cd, 105,412 kg of Cu, and 6,159 g of Au. Measured and  indicated reserves published December 31, 1978 by Canadian Pacific  Ltd. were  given  as  approximately  36,287  t  grading  0.1%  Pb  and  4.1%  Zn  (Energy, Mines  and Resources Canada Mineral Bulletin MR 198, page 209).  

23.2 MOLLY   

The Molly molybdenum property is located at about 1219 m elevation on the south side of Lost Creek, 12.8 km south‐southeast of Salmo. The Bromyrite King, Bromyrite, Molybdenite, and Molybdenum No.1 claims formed the property. In 1914, Molly was leased for to the Bell brothers of Salmo for six months, and molybdenum ore  from open  cuts  and pits was  shipped  to Denver, Colorado.  Early  in  1915, B.C. Molybdenite Company Ltd. leased the property, and additional ore was shipped to Denver. In 1916, the property was under lease to International Molybdenum Company Ltd., which shipped about 90 t of ore to  their  plant  at  Renfrew, Ontario.  The  original  owners  resumed work  on  the  property  in  1917  and shipped about 45 t of ore to the Mines Branch, Ottawa. 

 

72 

 

The property was  re‐staked as  the Molly and Molly 1‐9  claims. The CMSC purchased  the property  in 1926, and followed with a small amount of underground work and diamond drilling the next year. The claims were Crown‐granted to the company in 1930. The workings at that time included about 30 m of drifts and crosscuts, an 18‐m raise, and a winze. 

In 1942, Joe Gollow, of Howser, BC, discovered scheelite on the Molly 4 claim, about 305 m southeast and  122 m  above  the molybdenum  showing.  The  company  carried  out  considerable  exploration  for scheelite that same year. Further work by the company on the molybdenum showing during the period July 1942 to February 1943 included 35 m of crosscut, 21 m of drift, and a 5‐m raise. A small tonnage of ore was mined, but not shipped. 

The Molly mine  is hosted the Lost Creek granite stock of the Middle to Late Jurassic Nelson Intrusions, which intruded a sequence of argillites and limy argillites of the OA Fm. The quartz‐rich granite appears to have a 2 m thick upper aplitic chilled zone or border capping. The aplite is sparsely impregnated with molybdenum. 

The main molybdenum ore occurs below  the  capping within a  zone about 3 m  thick, which  contains numerous  joints  parallel  to  the  intrusive  contact.  The  best mineralization  within  this  sheeted  zone occurs where  the  intrusive contact dips at  low angles and/or where  there are prominent  intersecting fractures. Molybdenite occurs as selvages on  the  joint planes, or as disseminated specks between  the joints. The massive granite below the sheeted zone hosts low concentrations of molybdenite. Tungsten, as scheelite, occurs locally disseminated in skarn zones of small size. 

Records  indicate  that  the Molly mine produced at  least 171  t of ore  that  carried 3.5  to 5.88% MoS2. From 1914 to 1917, 11,366 kg of molybdenum were produced. Minor pyrite, pyrrhotite, and uraninite are also associated with the deposit. A sample assayed 0.13% uranium equivalent (Geological Survey of Canada, Economic Geology #16). 

23.3 SUMMIT,  ORE  HILL,  AND  BONANZA  

A series of historic mines that produced silver, gold,  lead, and zinc are  located to the northeast of the Jersey‐Emerald property. Generally, these quartz vein‐hosted occurrences cut the Lower Cambrian Laib formation limestone and schist. 

The  Summit  occurrence  is  a  quartz‐siderite  vein  deposit  that  contains  erratically  distributed  pyrite, galena, and sphalerite within a narrow fault zone striking 55° and dipping southeast. Most of the mine production was  from  a  20 m  long  "Glory  Hole".  Production  from  1906  to  1938 was  1094  t, which contained 27,059 g of Au, 37,883 g of Ag, 13,728 kg of Pb, and 12,988 kg of Zn. 

The  Ore  Hill  vein  deposit  includes  several  adits  with  over  1000  m  of  underground  development. Between 1906 and 1940, 2,241 t of ore contained 88,612 g of Au, 168,424 g of Ag, 80,257 kg of Pb, and 75,651 kg of Zn was mined. 

 

73 

 

South of the adits, limestone in fault contact with schist was exposed in a trench. The fault strikes 050° and dips 75° southeast. A 1 m wide  lamprophyre dyke  is  injected along the fault and there  is about 30 cm of fine‐grained galena, sphalerite, pyrrhotite, and pyrite on the footwall side, within highly altered limestones. North  of  this  exposure,  in  the  adits,  the  vein  is  about  45  cm wide within  quartzite  but narrows along strike as it crosscuts argillites. No mineralization in the quartzite section was reported.  

The Bonanza North and South veins were developed by  four adits on  the Dip claim. About 17  t were shipped  in  1910, but  the  value of  the  shipment was not  reported  (Minister of Mines Annual Report 1910, page 110). In 1963, 14 tonnes were mined, from which 124 g of Au, 2,861 g of Ag, and 118 kg of lead were recovered.  

Sampling from 1982 indicated a mineralized shoot above and below the second level on the North vein. Potential was indicated at a depth where the productive horizon was projected to below an elevation of 914 m. In 1983, 2720 t of proven and possible ore at a grade of 18.86 g/T Au was outlined on the North Bonanza vein (Assessment Report 11249). A later estimate of the resource on the property was reported to be 14,254 t grading 10.28 g/T Au (George Cross News Letter No.217, November 12, 1987).  

   

 

74 

 

24 OTHER RELEVANT DATA AND INFORMATION 

The  Jersey‐Emerald  property  has  undergone  historic  mining  for  a  variety  of  commodities,  over  a significant span of time. Both underground and surface mining methods were utilized  in the extraction of  ore. Remnants  of  this  historic work,  including  open  cuts  and  pits,  portals  to  underground  access, waste dumps, and mill  tailings exist on  the property surface. The zones of mineralization discussed  in this report are primarily within or adjacent to the previously mined areas; therefore, these areas would are considered as brownfields. 

Brownfields exploration may allow for more readily available permitting and advancement of continued work, and  for eventual development of  resources on  the property. However,  further  consideration  is required to ascertain the level of liability attached to the disturbed areas from historic mining. Margaux has continued baseline environmental data collection on the property, including stream water sampling, and sampling of the waters draining from underground workings. 

24.1 2007  WARDROP  SCOPING  STUDY  –  TUNGSTEN 

In  2007,  Wardrop  completed  a  scoping  study  for  the  Jersey‐Emerald  property.  The  work  involved developing conceptual design of all aspects of  the project,  including mine design, mineral processing, tailings disposal, concentrate transportation, and economic evaluation. 

The Wardrop  report was  based  on  the  findings  of  the  initial  resource  estimate  on  the  Dodger  and Invincible  tungsten zones  (Giroux and Grunenberg, 2006). Wardrop recognized other zones  that could be developed to benefit economic production on the property. 

In  2007, Wardrop  estimated  an  initial  capital  cost  for mining  and milling of  $85.3 million. Operating expenditure was averaged  for  the expected  life of project at $70.92/t of ore based upon annual ore production of 1100 t per day and 365 days of operation. Mine closure costs were estimated at $10.25 million. Reclamation costs were estimated at $5.0 million. Payback time for investment was estimated at 4 to 4.5 years. 

The Jersey‐Emerald property would produce two scheelite concentrate products: a gravity concentrate with a grade of 75% WO3; and a flotation concentrate with a grade of 65% WO3. 

The Wardrop report concluded that that the Jersey‐Emerald is a marginally positive project. A number of opportunities to make the project more robust and potentially improve the value of the property need to be investigated. These include: 

• Processing the existing tailings dam materials 

• Further exploration of tungsten deposits 

• Recovery of lead/zinc pillars 

• Further exploration of lead and zinc deposits. 

 

75 

 

Optimizing the scheduling of ore from each of the various sources would be necessary to minimize initial capital and maximize early cash flow for the project. Utilizing existing infrastructure would be critical in achieving this goal. 

The mill could be designed to process the following materials: 

• Tungsten 

• Molybdenum 

• Lead/zinc 

The different ores could be batched through the mill and treated individually. 

24.1.1 DISCUSSION  

The  authors  of  this  report  recognize  that  the Wardrop  scoping  study may  be  out‐of‐date. However, some of the concepts expressed  in the scoping report could be considered currently valid. Startup and operating costs may have  inflated  since 2007; however,  the metal pricing has  in  some cases doubled over that time, from approximately $200 per metric tonne unit (MTU) for tungsten concentrate in 2006, to over $350 per MTU today. Tungsten is one of the few metals that have withstood the recent metals bear market. 

Tungsten  prices  are  generally  based  on  MTU  of  ammonium  paratungstate  (APT),  a  more  refined downstream product. A MTU of APT is 10 kg, which contains 6.95 kg of W. The price of W is calculated by first dividing the price per kilogram of APT by 6.95 to get the price in dollars per kg, and then dividing by 2.2 to get the price in dollars per lb. 

Scheelite  concentrate  is  sold  through  private  sale  contracts,  rather  than  on  the  open market.  The concentrate pricing for the financial evaluation in the study was based on free market values for APT as listed on the London Metal Exchange. 

 

   

 

76 

 

25 INTERPRETATION AND CONCLUSIONS 

Margaux and previous operators have tested several mineralized areas on the Jersey‐Emerald property. The East Emerald tungsten zone, which had been previously under‐explored, was the target for the most recent and the subject of the subsequent tungsten estimate update. 

In  2014, Margaux  added  35  drillholes  in  the  East  Emerald  zone  in  order  to  improve  the  tungsten resource. The drilling was successful in achieving this goals. 

Tungsten mineralization in the East Emerald zone is being hosted within a series of parallel skarn bodies that dip moderately  to  the east. Mineralization extended  for 1,300 m along  strike, and up  to 300 m down dip. 

On March 2, 2015, Margaux released the results of a tungsten resource estimate for the property, which incorporated  the  updated  estimation  for  the  East  Emerald  zone.  The  estimates  for  the  tungsten resources for all other zones (Emerald, Invincible, and Dodger) were not changed. 

The  East Emerald  zone has  an estimated  indicated  tungsten  resource of 561,000  t  averaging 0.201% WO3, and an inferred tungsten resource of 3.560 Mt averaging 0.217% WO3, using a 0.15% WO3cut‐off.

For the property, a weighted average of the 2006, 2009, and 2015 tungsten resource estimates, using a 0.15% WO3 cut‐off grade, yields a total M+I resource of 3.071 Mt averaging 0.341% WO3, and an inferred resource of 5.480 Mt averaging 0.273% WO3. 

The major difference between  the  two estimations occurs  in  the  inferred  resource category.  In 2015, based on the results from the 2014 drilling, the East Emerald zone model was extended well beyond the existing model. 

When  comparing  the  current  tungsten  estimate  to  the  2014  variant,  the  resource  classified  as M+I experienced  a  6%  increase  in  contained  pounds  of WO3,  and  the  inferred  resource  showed  an  84% increase in contained pounds of WO3. 

The  drilling  in  the  East  Emerald  was  widely  spaced.  There  were  some  indications  that  the  better tungsten  values  occurred  further  down  dip,  and  were  only  intersected  by  a  few  holes.  However, generally, the skarns were continuous throughout the zone, and the overall tungsten values remained constant. There  is potential  for  improving  the overall grade by  targeting  the potentially higher‐grade sections. 

Drillhole E1411 intersected 10.2 m of 24.98 g/T Au in altered, brecciated granite, just below the argillite granite  contact.  This  intercept  signifies  the  potential  for  significant  gold  mineralization  within  or proximal to tungsten mineralization. 

 

77 

 

It  is the opinion of the authors that the goals of Margaux’s 2014 drilling program were met and were successful in expanding the tungsten resource estimate. Further work at the Jersey‐Emerald property is warranted. 

   

 

78 

 

26 RECOMMENDATIONS 

26.1 EXPLORATION 

In the following recommendations and calculations for the cost of diamond drilling are based on a broad average of underground and surface drilling utilizing either a Discovery‐1 drill capable of drilling BTW sized core, or an A5 B20 drill capable of drilling NQ2 sized core. 

Total drilling cost estimated in each section is presented as a total of all expenses, as summarized below: 

• Drill coring at $100/m 

• Mobilization, water pumping, drilling additives at $5/m 

• Sample assaying average of 1 per 10 m at $30/sample, or $3/m 

• Geology and sampling at $15/m to $20/m 

• Road preparation, maintenance, and reclamation at $15/m. 

• An additional $5/m to $10/m might be added for underground work, requiring a shift boss and other safety measures. 

26.1.1 TUNGSTEN  

The objective of continuing exploration for tungsten would be to elevate portions of the resource from inferred  to measured  and  indicated  categories,  as well  as  to  further  test  areas where  higher  grade tungsten  is  predicted.  The  East  Emerald mineralization  can  be  approached  from  both  surface  and underground  for  drilling  for  definition.  Drillhole  density  of  25  to  50  m  is  recommended.  Further exploration  of  the  higher‐grade  Dodger mineralization  can  be  approached  from  existing,  accessible underground workings.  

Completion  of  4,000 m  of  surface  and  underground  diamond  drilling  for  tungsten mineralization  is estimated to cost $615,000. 

 Dewatering of the Invincible Mine workings and access rehabilitation/stabilization  is estimated to cost $250,000, but would be highly variable depending upon volumes of water currently  in place as well as recharge into the mine from the surrounding capture area. To consider are: 

• Pumping rates of pumps used in mine dewatering;  

• Dynamic water levels in underground workings; 

• Discharge of groundwater into mine (from fractures);  

• Water quality of groundwater collected in the mine;  

• Water quality of mine water discharged from the mine; and  

• Groundwater levels in potential local bedrock aquifer(s) influenced by mine dewatering. 

 

79 

 

The estimated cost for dewatering provided above is calculated for 150 days of pumping at a rate of 0.2 m³/minute. Cost  is  for pump  and power  supply  rental  ($500/day),  installation,  and qualified persons ($800/day) to set and maintain pumps, hoses, and discharge areas. Monitoring of water quality for the safety of people and the environment would also be required as part of the process. 

26.1.2 ZINC  AND  LEAD  

Based on the results of this resource estimation, further work is recommended to better define the Zinc‐lead resource. There are two primary areas of concern for future work: 1) the resource blocks need to be verified by current drilling to quantify size and grade, and to increase the confidence in the estimate, and  2)  the  underground  workings  need  to  be  more  accurately  modeled  to  define  pockets  where predicted mineralization may have been extracted from historic mining. 

Diamond drilling  is required to verify  intercepts reported  in the historic drilling used to obtain  inferred resources  in  the  Jersey  lead‐zinc mine. Availability  of  access  to  the  underground workings  to  reach resource blocks that indicate the best combination of grade and tonnage will determine which areas are to be tested. An initial program of 30 short drill holes (up to 35 m each) in two or three different areas of the mine will provide initial feedback of the remnant resource potential. 

In conjunction with underground drilling  for  lead/zinc  resources, a  surface drilling program  should be designed  to  further  explore  intercepts  of  zinc  encountered  during  the  2014  drilling  program.  These intercepts are located along the west limb of the Jersey lead/zinc mine, on a heading toward the north from the existing mine. 

Specific gravity determinations should be made on all grade ranges of mineralization to better establish a tonnage factor for resource estimation. A 3,000 m drillhole program is proposed, approximately 1,000 m from underground stations and 2,000 m from surface.  

The cost estimate for this phase is estimated $460,000. 

26.2 DATA 

26.2.1 SURVEY  TRANSFORMATION 

Surveying:  The  Jersey‐Emerald  project  data  (digital  and  physical)  uses  Imperial  units  on  a  local  grid. There  is not a good conversion  from  local grid to real world coordinates, and past attempts based on limited control points have produced an imperfect translation. The project data should be converted to metric for all future work. 

In  order  to  create  a  good  translation,  several  points  spread  throughout  the  property  should  be accurately surveyed  into  local grid and real world coordinates. Additionally, the underground workings in  the  areas  of  interest  should  be  surveyed  in  order  to more  accurately  estimate what  amount  of 

 

80 

 

material  has  been  removed,  and  to  assist  with  future mine  planning.  Several  companies  offer  this service. 

The cost for surveying and data conversion is estimated at $7,000. 

26.2.2 DATA MINING 

Much of the historic data for the Jersey‐Emerald project has been stored  in paper copies at Margaux’s and Sultan’s offices. Margaux and Sultan have advanced the project by entering data  into digital form for greater transportability and for use in modern software applications.  

However,  there  is  still much data  that  could be extracted  from  the maps  and  files  in  storage, which would  elevate  the  planning  for  future  work  to  a much  higher  confidence  level.  Properly  compiled information is a major exploration and mine planning tool. 

All of Margaux’s work has been properly captured digitally and is now in the project database. However, some of the work completed by Sultan has yet to be entered or compiled into a modern format. Much of the sample locations and assay results data remain on printed format. These should be re‐entered for portability. This work could include: 

• Collect all existing data  (drilling, soil, rock, and geophysical, plus metadata)  into a single relational database, using a simple portable database management system such as Microsoft Access that most off‐the‐shelf  and  custom modeling  and GIS  software packages  can  read directly.  This will be  the project’s only database, and will supersede all other data sources. Correct existing database errors, such as sample numbers, before adding other information such as the historic ICP results. 

An estimated cost for this work is $70,000 (100 days work of qualified professional). 

26.2.3 MINE WORKINGS  MODEL  

The second part of continued exploration of the historic lead‐zinc workings should address the accuracy of  the  modeled  underground  workings.  These  flat‐lying  room  and  pillar  style  lead  and  zinc  mine workings  are  quite  complex.  The  historic  paper  plans  and  sections  provide  rudimentary  data  for modeling  the  mine  workings  in  3D  software.  It  is  recommended  that  more  accurate  surveys  be conducted underground in three areas that are determined for follow‐up drilling due to readily available access and significant resource estimation. The size of the area to be covered and the methodology of survey will dictate the cost. A rough estimate of $150,000  is proposed to survey areas determined for future drilling, and to update the resource model with the accurate survey data. 

26.3 PRELIMINARY  ECONOMIC  ASSESSMENT 

The tungsten and zinc resources on the Jersey property suggest significant mining potential. However, without economic assessment  that potential  is unknown, and cannot be reported.  It  is recommended 

 

81 

 

that a preliminary economic assessment for all resources on the property be completed by the company at this stage. This will eventually provide Margaux with approximate tonnages and grades of each of the resources for feasibility, and will add to and update the scoping study completed by Wardrop in 2007 for tungsten alone. The study for the combined resources will include: 

1. Preparation of a complex mine plan. 2. Design and costing of surface facilities. 3. Implementation and completion of environmental studies. 4. Review of ore transport options. 5. Review of tailings disposal options. 6. Review wastewater disposal alternatives. 7. Review historic metallurgy and conduct further metallurgical testing.  

Costing  for completion of  the preliminary economic assessment will vary depending upon  the  level of work  required at  the  site. Based on  review of  similar  studies,  the cost associated will  range between $150,000 and $300,000. However, previous work on the property by Wardrop in 2007, directed towards tungsten alone, may provide a base  for a new combined‐resource economic assessment, and possibly decrease the cost to under $150,000. 

26.4 TOTAL  RECOMMENDED  PROJECT  COST  

The estimated cost to complete all of the recommended project components is at $1,702,000. 

   

 

82 

 

27 REFERENCES 

Fyles, J.T. and Hewlett, C.G., 1959; Stratigraphy and Structure of the Salmo Lead Zinc Area:  B.C.D.M., Bulletin No. 41. 

Grunenberg, P.B. and Giroux, G., 2006; Summary Report and Preliminary Resource Calculations for the Dodger 4200 Molybdenum Zone, and Tungsten Zones, Jersey‐Emerald Property, British Columbia, 43‐101 report, 67pp. 

Grunenberg, P.B. and Giroux, G., 2009; Summary Report and Preliminary Resource Calculations for  the  East  Emerald  and  Emerald  Mine  Tungsten  Zones,  Jersey‐Emerald  Property,  British Columbia, 43‐101 report, 72pp. 

Grunenberg, P.B. and Giroux, G., 2010; Resource Estimation  for  the  Jersey Lead Zinc Deposit,  , Jersey‐Emerald Property, British Columbia, 43‐101 report, 48pp. 

Grunenberg, P.B. and Giroux, G., 2014; Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, British Columbia, 43‐101 report, 99pp. 

Hoy, T. and Andrew, K.P.E., 1989; The Rossland Group, Nelson Map Area, Southeastern British Columbia:  BC Ministry of Energy, Mines and Petroleum Resources, Geological Fieldwork, 1988, Paper 1989‐1. 

Hoy,  T.  and  Dunne,  K.P.E.,  1997;  Early  Jurassic  Rossland  Group  –  Part  I  Stratigraphy  and Tectonics:  BC Ministry of Energy and Mines, Bulletin 102. 

Hoy, T. and Dunne, K.P.E., 1998; Geological Compilation of the Trail Map‐Area:  BC Ministry of Energy and Mines, Geoscience Map 1998‐1. 

Lawrence,  E.A.,  1974;  A  Summary  Report  of  the  Production  History  and  Geology  of  the  Salmo Division, Canex Placer Limited:  Unpublished Internal Report for Canex Placer Limited. 

Lawrence, E.A. (2005) Jersey Molybdenum Potential; Private Report for Sultan Minerals. 

Little, H.W., 1960; Nelson Map Area, West Half, B.C.:  Geological Survey of Canada, Memoir 308. 

MacDonald,  A.S.,  1970;  The  Salmo  Lead‐Zinc  Deposits:    A  Study  of  Their  Deformation  and Metamorphic Features:  Unpublished PhD. Thesis, University of British Columbia. 

Minfile, 1991; Emerald Tungsten Property, Minfile   Nos. 082FSW009 and 082FSW010:   Ministry of Energy, Mines and Petroleum Resources, Mineral Resources Division, Minfile Master Report 1991, p.19‐21. 

 

83 

 

Minister of Mines Annual Reports for 1896, 1948 ‐ 1970:  British Columbia Department of Mines. 

Ray, G.E., 1996; Characteristics of Gold Skarns:  Presentation Notes for Short Course on New Mineral Deposit Models of the Cordillera. 

Simandl,  G.J.  and  Paradis,  S.,  2009;  Carbonate‐Hosted,  NonSulphide,  Zinc‐Lead  Deoposits  in  the Southern Kootenay Arc, British Columbia (NTS 082F/03), GSC Geological Fieldwork 2008, Paper 2009‐1. 

Wardrop  Engineering  Inc.,  2008;  Jersey‐Emerald Mine  Environmental  Baseline  Study  2007‐2008, 70pp. 

WEBSITES:  • BC Ministry of Energy and Mines Minfile Website http://minfile.gov.bc.ca • Mineral Titles Online http://www.empr.gov.bc.ca/TITLES/MINERALTITLES/MTO • SULTAN MINERALS INC: www.sultanminerals.com • CIM: http://web.cim.org/UserFiles/File/CIM_DEFINITON_STANDARDS_Nov_2010.pdf    

 

84 

 

GLOSSARY 

Symbols and Units of Measurement 

Centimetre……..………………………………………………………………………………………………..………….…………………….…cmCubic feet…………………………………………………………………………………………………………………………………..…………..ft3

Cubic metre………………………………………………………………………………………………………………………………..…………..m3

Decimetre………………………………………………………………………………………………………………………………………..…….dmDegrees………………………………………………………………………………………………..…………………………………………...….…°Degrees Celsius……………………………………………………………………..…………………………………………………………….…°CEqual to……………………………………………………………………………………………………………………………………………………=Foot or feet……………………………………………………………………………………………………………………………………..……..ftGram………………………………………………………………………………………………………………………………………..…………..…gGrams per tonne………………………………………………………………………………………………………………………….…….…g/TGreater than……………………………………………………………………………………………………………………………………..….…>Hectare……………………………………………………………………………………………………………………………………………….…haKilogram..………………………………………………………………………………………………………………………………..………….…kgKilometre..………………………………………………………………………………………………………………………………………….…kmLess than……………………………………………………………………………………………………………………………………………….…<Metre…………………………………………………………………………………………………………………………………….…………….…mMicron.………………………………………………………………………………………………………………………………………..……….…µMillimeter.……………………………….…………………………………………………………………………………..………….……….…mmMillion years………………………………………………………………………………………………………………………………………...MaMillion tons…………………………………………………………………………………………………………………………………………..MtMinus…………………………………………………………………………………………………………………………………………………….…‐One half …………………………………………………………………………………………………………………..………………………….…½ One quarter …………………………………………………………………………………………………………………….………………….…¼ Ounce………………………………………………………………………………………………………………………………………………….…ozParts per billion……………………………………………………………………………………………………….……………………….…ppbParts per million……………………………………………………………………………………………………..……………………….…ppmPercent………………………………………………………………………………………………………………………………….…………….…%Plus ……………………………………………………………………………………………………………………………………….….………….…+Plus or minus………………………………………………………………………………………………………….…………………………….…±Square kilometre………………………………………………………………………………………………………………………..…….…km²Ton……………………………………………………………………………………………………………………………………………………….…tTonne………………………………………………………………………………………………………………………………………………………T

Abbreviations and Acronyms 

Acme Analytical Laboratories Ltd. ……………………………………………………………………………………………………AcmeAmmonium Paratungstate…………………………………………………………………………………………………………………APTArsenic………………………………………………………………………………………………………………………………………………….AsArsenopyrite……………………………………………………………………………………………………………………………………….AspAssessment Reporting Indexing System…………………………………………………………………………………………….ARISAtomic absorption………………………………………………………………………………………………………………….………….…AABarium…………………………………………………………………………………………………………………………………………………..BaBismuth………………………………………………………………………………………………………………………………………………….BiBritish Columbia ………………………………………………………………………………………………………………….…………….…BC

 

85 

 

British Columbia Geological Survey……………………………………………………………………………………………………BCGSCadmium……………………………………………………………………………………………………………………………………………….CdCertified reference material …………………….…………………………………………………………………………….…standardsCanadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum……………………………………………………………………CIMCopper…………………………………………………………………………………………………………………………………………………..CuCorrelation coefficient …………………………………….…………………………………………………………………………………..…r East……………………………………………………………………………………………………………………………………………………….…EFire assay ……………………………………………………………………………………………………………………….………………….…FA Formation…………………………………………………………………………………………………………………………………………….FmGalena…………………………………………………………………………………………………………………………………………………..GaGeological Survey of Canada …………………………………………………………………………………..……………………….…GSCGiroux Consultants Ltd. …………………………………………………………………………………….……..………………….…GirouxGold……………………………………………………………………………………………………………………………………………..…….…AuGroup………………………………………………………………………………..……………………………………………………………….…GpHighway……………………………………………………………………………………………….………………………………………….…HwyIncorporated…………………………………………………………………………………..…………………………………………………..Inc.Induced Polarization ………………………………………………………………………………………..………………………………….…IPInductively coupled plasma mass spectrometry …………………………………………………………………….………ICP‐MSInductively Coupled Plasma Emission Spectrometer………………………………………………………………..……..ICP‐ESIron Mountain Ltd………………………………………………………………………………………………..…………….Iron MountainLaboratory…………………………………………………………………………………………………………………………………………….labLead ……………………………………………………………………………………………………………….………………………………….…PbLead‐Zinc …………………………………………………………………………………………………………………………………………Pb‐ZnLimited………………………………………………………………………………………………………………………..……………..…….…Ltd.Measured plus indicated (M+I) …………………………………………………………………………………………………….…….M+IMentor Exploration Ltd………………………………………………………………………………………………………………….MentorMetric Tonne Unit…………………………………..…………………………………………………………………………………………MTUMicrosoft Excel ……………………………………………………………………………………………………..……………………….…Excel Margaux Resources Ltd.……………………………………………..………………………………………………….……………MargauxMississippi Valley Type……………………………………………………………………………………………………………………...MVTMolybdenite…………………………………………………………………………………………………………………………………………MbMolybdenum…………………………………………………………………………………………………………………………………….…MoMolybdenum disulphide…………………………………………………………………………………………………………………...MoS2

National Instrument 43‐101 ……………………………………………………………………………..…………………….…NI 43‐101Nu‐Dawn Resources Inc……………………………………………………………………………………………………………..Nu‐DawnNorth…………………………………………………………………………..……………………………………………………………………….…NNorth‐Northwest ……………………………………………………………………………………………………………………………….NNENQ‐diameter …………………………………………………………………………………………………………………………………….…NQOrdovician Active…………………………………………………………………………………………………….…………………………..OAPotassium ……………………………………………………………………………………………………….………………………………..….…KPotassium‐Argon…………………………………………………………………………………………………………………………..……K‐ArPotassium feldspar ………………………………………………………………………………………………..……………….…K‐feldsparPotassium oxide ……………………………………………………………………………………………………………………………….…K₂OProfessional Engineer……………………………………………………………………………………………………………..……….P. EngProfessional Geoscientist…………………………………………………………………………………………………………..…..P. GeoPreliminary Economic Assessment………………………………………………………………………………………………………PEAPyrite…………………………………………………………………………………………………………………………………………………..…PyQuality assurance………………………………………………………………………………………………………………………………….QA

 

86 

 

Quality control ……………………………………………………………………………………………………………………….………….…QC Rock Quality Designation ………………………………………………………………………………………….…………………….…RQD Sphalerite………………………………………………………………………………………………………………………………………………SpSilver……………………………………………………………………………………………………………………………………………………..AgSouth…………………………………………………………………………………………………………………………………………………….…SSpecific gravity…………………………………………………………………………………………………………………..……………….…SGStandard deviation………………………………………………………………………………………………………………………………..SDSultan Minerals Inc.…………………………………………………………………………………………………………..........….…SultanSystem for Electronic Document Analysis and Retrieval……………………………………………………………….…SEDARTerrain Resource Information Management……………………………………………………………………………..……..TRIMThorium ……………………………………………………………………………………………………….…………………………………….…ThTungsten………………………………………………………………………………………………………………………………………………..WTungsten Trioxide (or Tungsten (VI) oxide) .……………………………………………………………………………………….WO3

Universal Transverse Mercator ………………………………………………………………………………..…………………….…UTM Very low frequency electromagnetics ……………………………………………………………………………………….…VLF‐EMWardrop Engineering Inc…………………………………………………………………………………..………………………..WardropZinc …………………………………………………………………………………………………………………………………………………….…Zn

   

 

87 

 

SIGNATURE PAGE  

Report To: 

Margaux Resources Inc. 1600‐510 5th Street Calgary, Alberta T2P 3S2 

 

Technical Report for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC 

Report Date: March 15, 2015 Effective Date:  February 4, 2015 

 

  Prepared by:  “Gary Giroux” (signed by)               Date: March 15, 2015 

Gary Giroux, P.Eng, MASc   Prepared by:  “Perry Grunenberg”  (signed by)         Date: March 15, 2015 

Perry Grunenberg, P.Geo   Prepared by:  “Vivian Park” (signed by)                         Date: March 15, 2015 

Vivian Park, P.Geo    

 

88 

 

CERTIFICATE OF QUALIFICATIONS  FOR GARY GIROUX  

I, G.H. Giroux, of 982 Broadview Drive, North Vancouver, British Columbia, do hereby certify that: 

 1)  I am a consulting geological engineer with an office at #1215 ‐ 675 West Hastings Street, Vancouver, British Columbia. 

 2)  I am a graduate of the University of British Columbia in 1970 with a B.A. Sc., and in 1984 with a M.A. Sc., both in Geological Engineering. 

 3)    I am a member  in good standing of the Association of Professional Engineers and Geoscientists of the Province of British Columbia. 

 4)    I  have  practiced  my  profession  continuously  since  1970.  I  have  had  over  30  years  experience calculating mineral  resources.  I  have  previously  completed  resource  estimations  on  a  wide  variety  of deposits many similar to the Jersey deposit. 

5)    I have  read  the definition of “qualified person”  set out  in NI 43‐101 and certify  that by  reason of education,  experience,  independence  and  affiliation  with  a  professional  association,  I  meet  the requirements of an Independent Qualified Person. 

 6)  This  report  titled  “Technical  Report  for  the  Tungsten  Resource  Update  for  the  Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC” dated March 15, 2015, is based on a study of the data and literature available on the  Jersey‐Emerald  Project.  I  am  responsible  for  the  resource  estimations  shown  in  Item  14  and completed in Vancouver from 2006 through 2014. I visited the property on February 19 and 20, 2009 to examine drill core and underground workings. 

 7)  I have previously  completed  resource  estimates  for  the Dodger  4200 Molybdenum  Zone  and  the Tungsten Zone on the Jersey‐Emerald Property in 2006, the Emerald and East Emerald Tungsten Zone in 2009, and the Jersey Pb‐Zn Zone in 2010. 

 8)  As of the date of this certificate, to the best of my knowledge, information, and belief, the technical report  contains  all  scientific  and  technical  information  that  is  required  to  be  disclosed  to make  the technical report not misleading. 

 9)  I am independent of the issuer applying all of the tests in section 1.5 of NI 43‐101. 

10)    I have  read National  Instrument 43‐101 and Form 43‐101F1, and  the Technical Report has been prepared in compliance with that instrument and form. 

Dated this 15th day of March 2015, in Vancouver, BC. 

“G. H. Giroux”  (signed by)                                            

G. H. Giroux, P.Eng, MASc 

 

89 

 

CERTIFICATE OF QUALIFICATIONS  FOR PERRY GRUNENBERG 

I, Perry Grunenberg, of 2016 High Country Boulevard, Kamloops, BC, do hereby certify that: 

1. I am a consulting Geoscientist with PBG Geoscience having an office at 2016 High Country Blvd, Kamloops, British Columbia, V2E 1L1. 

2. This certificate applies  to  the  report  titled “Technical Report  for  the  Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC” dated March 15, 2015. 

3. I am a graduate of the University of British Columbia with the degree of Bachelor of Science  in Geology (1982). 

4. I  am  a  member  of  the  Association  of  Professional  Engineers  and  Geoscientists  of  British Columbia (Registration No. 19246)  

5. I have practiced my profession in North America since 1982, having worked as an employee and consultant  for  major  mining  corporations,  junior  resource  companies,  and  BC  government ministries.  

6. As a result of my experience and qualification I am a Qualified Person as defined in NI 43‐101. 7. I managed exploration programs on the Jersey‐Emerald property, including drilling programs for 

the exploration of molybdenum, gold and tungsten within the property and surrounding claims. 8. I assisted  in  the preparation of  the  report  titled “Technical Report  for  the Tungsten Resource 

Update for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC”.  I prepared Item 26, and have reviewed all sections of the report. 

9. I am independent of the company Margaux Resources Inc. as described in section 1.5 of NI 43‐101. 

10. I  have  read  NI  43‐101  and  Form  43‐101F1,  and  the  Technical  Report  has  been  prepared  in compliance with that instrument and form. 

11. As of  the date of  the certificate,  I am not aware of any material  fact or material change with respect  to  the  subject matter of  this  technical  report  that  is not  reflected  in  this  report,  the omission to disclose which would make this report misleading. 

Dated this 15th day of March 2015, in Kamloops, BC. 

 

Perry Grunenberg, P.Geo. 

   

 

90 

 

CERTIFICATE OF QUALIFICATIONS  FOR VIVIAN PARK 

 

I, Vivian Park, of 2016 High Country Boulevard, Kamloops, British Columbia, do hereby certify that: 

1. I am a consulting professional geoscientist with an office at 2016 High Country Boulevard, Kamloops, British Columbia. 

2. I graduated with a Bachelor of Science degree in Geology from the University of British Columbia in 1990. 

3. I  am  a  Professional  Geoscientist  and  practicing  member  registered  with  the  Association  of Professional Geoscientists of British Columbia.  

4. I have worked as a geologist continuously for 24 years since graduation. My professional experience includes exploration, evaluation, and development of mineral properties  in Canada, Russia, South America, Mexico, and Africa. I have worked in variety of styles of mineral deposits.  

5. I have read the definition of “qualified person” set out in NI 43‐101and certify that by reason of my education, affiliation with a recognized professional   association (as defined  in NI 43‐101) and past relevant work experience, I fulfill the requirements to be a “qualified person” for the purposes of NI 43‐101.  

6. I have assisted  in the preparation of this report titled “Technical Report for the Tungsten Resource Update for the Jersey‐Emerald Property, Salmo, BC” with an effective date of February 4, 2015 and dated March 15, 2015. I am responsible for all Items, excluding portions of Item 14 and Item 26, and I performed the final edit of the technical report. 

7. I visited and worked as a consultant at the Jersey‐Emerald property for several days between August 25, 2014 and December 2, 2014. 

8.  I am not aware of any material  fact or material change with respect  to  the subject matter of  the technical report that  is not reflected  in the technical report, the omission to disclose which makes the technical report misleading. 

9.  I am independent of the Margaux Resources Ltd., as set out in section 1.5 of NI 43‐101. 10. I have read NI 43‐101 and Form 43‐101F1, and conclude that the technical report has been prepared 

in compliance with that instrument and form. The technical report has been prepared in conformity with generally accepted Canadian mining industry practice. 

11. I consent to filing of the technical report with any stock exchange and other regulatory authority and any  publication  by  them,  including  electronic  publication  in  the  company  files  on  their websites accessible by the public, of the technical report. 

Dated this 15th day of March 2015, in Kamloops, BC. 

 

Vivian Park, P.Geo. 

 

91 

 

APPENDIX 1: TUNGSTEN COMPOSITES FOR 2014 DRILLING HoleID  UTMX  UTMY  Z  Az  Dip  From  To  Length*  WO3  (%)**  Au (ppm) 

*Drilled length, **WO3 calculated as W x 1.2611 

E1401  483937  5440009  1330  112  ‐80  •  36.90  58.60  21.70  0.10 

Incl  38.00  44.00  6.00  0.18 

Incl  46.32  47.07  0.75  0.20 

Incl  49.00  51.00  2.00  0.15 

E1402  483937  5440009  1330  108  ‐60  •  50.42  54.40  3.98  0.14 

•  60.00  80.86  20.86  0.11 

Incl  60.00  60.70  0.70  0.21 

Incl  62.21  67.60  5.39  0.14 

Incl  62.21  71.00  8.79  0.12 

•  76.20  79.24  3.04  0.24 

•  123.55  132.20  8.65  0.23 

Incl  127.00  132.20  5.20  0.30 

•  153.00  160.70  7.70  0.17 

Incl  157.95  160.70  2.75  0.29 

•  228.65  235.65  7.00  0.26 

Incl  228.65  231.65  3.00  0.47 

E1403  483912  5439952  1328  180  ‐89  •  33.50  46.85  13.35  0.10 

Incl  35.00  38.50  3.50  0.17 

Incl  44.50  45.50  1.00  0.27 

•  76.10  95.00  18.90  0.13 

Incl  83.33  93.00  9.67  0.20 

E1404  483912  5439952  1328  107  ‐63  •  47.35  51.15  3.80  0.13 

Incl  50.00  51.15  1.15  0.23 

•  115.00  119.20  4.20  0.16 

•  143.25  146.00  2.75  0.49 

E1405  483866  5439876  1325  118  ‐60  •  44.90  49.70  4.80  0.12 

•  59.25  67.20  7.95  0.10 

Incl  59.25  60.85  1.60  0.17 

Incl  61.70  62.45  0.75  0.32 

•  95.80  110.00  14.20  0.10 

Incl  97.00  100.50  3.50  0.18 

Incl  107.80  110.00  2.20  0.25 

•  117.50  119.40  1.90  0.32 

•  134.50  145.40  10.90  0.19 

Incl  134.50  135.40  0.90  0.86 

Incl  140.10  143.80  3.70  0.34 

E1406  483697  5439494  1352  165  ‐90  No significant results 

E1407  483697  5439494  1352  114  ‐60  •  89.00  109.95  20.95  0.15 

Incl  92.10  96.10  4.00  0.30 

Incl  102.90  109.95  7.05  0.22 

 

92 

 

HoleID  UTMX  UTMY  Z  Az  Dip  From  To  Length*  WO3  (%)**  Au (ppm) 

*Drilled length, **WO3 calculated as W x 1.2611 

E1408  483697  5439494  1352  290  ‐59  No significant results 

E1409  483728  5439530  1357  102  ‐69  •  91.80  126.25  34.45  0.18 

Incl  95.25  96.40  1.15  0.25 

Incl  97.25  101.75  4.50  0.50 

Incl  116.65  117.35  0.70  0.28 

Incl  118.55  119.05  0.50  0.24 

Incl  122.00  125.30  3.30  0.51 

E1410  483728  5439530  1357  102  ‐55  •  162.35  172.60  10.25  0.19 

Incl  164.65  169.20  4.55  0.30 

Incl  170.90  172.60  1.70  0.29 

•  205.95  211.05  5.10  0.13 

Incl  205.95  209.40  3.45  0.14 

•  258.45  276.40  17.95  0.12 

Incl  258.45  259.80  1.35  0.29 

Incl  262.25  263.10  0.85  0.21 

Incl  265.40  266.60  1.20  0.31 

Incl  272.00  274.00  2.00  0.26 

•  307.50  310.85  3.35  0.52 

Incl  307.50  308.10  0.60  2.48 

E1411  483954  5439795  1389  ‐90  •  116.80  127.00  10.20  24.98 

Incl  118.20  118.80  0.60  0.46  55.40 

Incl  120.70  122.40  1.70  63.71 

Incl  123.10  125.00  1.90  58.74 

E1412  483941  5439795  1389  022  ‐70  •  95.45  96.90  1.45  0.22 

•  154.55  161.35  6.80  0.17 

Incl  156.00  157.00  1.00  0.34 

•  168.80  169.20  0.40  0.13 

•  208.40  213.00  4.60  0.14 

•  223.70  225.80  2.10  0.12 

•  223.70  234.10  10.40  0.14 

Incl  230.65  233.35  2.70  0.29 

•  302.35  305.00  2.65  0.59 

•  309.00  314.00  5.00  0.10 

E1413  483914  5439723  1395  132  ‐89  •  92.95  94.35  1.40  0.10 

•  96.10  99.05  2.95  0.21 

Incl  96.10  96.90  0.80  0.47 

Incl  98.40  99.05  0.65  0.35 

•  127.40  129.53  2.13  0.25 

Incl  128.50  129.53  1.03  0.46 

•  142.20  143.77  1.57  0.18 

•  148.70  152.37  3.67  0.24 

 

93 

 

HoleID  UTMX  UTMY  Z  Az  Dip  From  To  Length*  WO3  (%)**  Au (ppm) 

*Drilled length, **WO3 calculated as W x 1.2611 

Incl  148.70  149.92  1.22  0.35 

•  172.70  173.20  0.50  0.18 

•  176.85  185.75  8.90  0.15 

Incl  176.85  178.03  1.18  0.27 

Incl  181.10  182.00  0.90  0.33 

Incl  184.00  184.30  0.30  0.76 

Incl  185.05  185.75  0.70  0.29 

•  196.10  200.65  4.55  0.11 

Incl  199.75  200.65  0.90  0.23 

•  205.55  209.15  3.60  0.18 

Incl  205.55  206.00  0.45  0.33 

Incl  205.55  209.15  3.60  0.18 

•  219.73  226.44  6.71  0.22 

•  236.13  239.42  3.29  0.20 

Incl  236.13  237.43  1.30  0.24 

Incl  238.25  239.42  1.17  0.29 

E1414  483850  5439665  1390  135  ‐89  •  26.00  28.00  2.00  0.10 

•  53.90  54.40  0.50  0.15 

•  136.90  139.30  2.40  0.21 

•  151.30  152.30  1.00  0.38 

•  158.50  159.25  0.75  0.17 

•  174.10  180.80  6.70  0.11 

Incl  178.80  180.80  2.00  0.23 

•  194.50  199.80  5.30  0.13 

Incl  194.50  195.70  1.20  0.26 

Incl  198.80  199.80  1.00  0.23 

•  207.90  211.90  4.00  0.35 

Incl  207.90  208.90  1.00  0.79 

Incl  210.89  211.90  1.01  0.52 

E1415  483794  5439600  1375  83  ‐89  •  112.80  113.53  0.73  0.09 

•  115.50  116.30  0.80  0.26 

•  126.07  127.80  1.73  0.18 

Incl  126.07  127.08  1.01  0.27 

E1416  483794  5439600  1375  037  ‐80  •  119.90  121.60  1.70  0.10 

•  131.00  134.10  3.10  0.12 

E1417  483680  5439436  1369  284  ‐89  No significant results 

E1418  483680  5439436  1369  112  ‐55  •  14.00  15.85  1.85  0.23 

E1419  483845  5439568  1424  112  ‐79  •  26.62  26.93  0.31  0.12 

•  198.65  203.53  4.88  0.21 

Incl  199.50  200.10  0.60  0.57 

•  218.51  220.10  1.59  0.14 

 

94 

 

HoleID  UTMX  UTMY  Z  Az  Dip  From  To  Length*  WO3  (%)**  Au (ppm) 

*Drilled length, **WO3 calculated as W x 1.2611 

•  243.85  250.30  6.45  0.33 

Incl  246.00  248.85  2.85  0.62 

•  252.98  256.20  3.22  0.22 

Incl  254.95  256.20  1.25  0.46 

•  266.20  266.92  0.72  0.13 

E1420  483845  5439568  1424  112  ‐65  Hole lost in workings before target 

E1421  483851  5439632  1416  117  ‐66  No significant results 

E1422  483851  5439632  1416  271  ‐89  •  67.90  71.05  3.15  0.15 

Incl  70.40  71.05  0.65  0.29 

•  170.65  171.75  1.10  0.10 

•  189.95  191.40  1.45  0.28 

•  208.60  211.35  2.75  0.11 

Incl  208.60  209.00  0.40  0.29 

•  219.10  219.85  0.75  0.17 

•  222.30  227.00  4.70  0.13 

Incl  225.50  226.40  0.90  0.34 

E1423  483807  5439502  1426  137  ‐81  •  97.05  97.60  0.55  0.47 

•  108.05  108.80  0.75  0.19 

•  198.75  205.80  7.05  0.27 

Incl  198.75  201.80  3.05  0.33 

Incl  204.65  205.80  1.15  0.39 

E1424  483762  5439436  1422  230  ‐89  •  164.20  176.00  11.80  0.23 

Incl  165.50  172.10  6.60  0.32 

E1425  483762  5439436  1422  181  ‐61  •  147.50  150.80  3.30  0.31 

•  157.90  160.80  2.90  0.31 

•  181.70  183.20  1.50  0.42 

E1427  483670  5439671  1373  291  ‐69  •  33.85  34.55  0.70  0.42 

E1429  483674  5439243  1384  0  ‐90  •  68.40  74.55  6.15  0.20 

Incl  68.40  70.55  2.15  0.49 

E1430  483674  5439243  1384  116  ‐48  •  207.05  208.05  1.00  0.37 

Incl  207.05  207.55  0.50  0.67  0.45 

E1432  483850  5439665  1390  114  ‐60  •  72.35  73.55  1.20  0.22  2.18 

•  107.05  109.65  2.60  0.43 

Incl  109.10  109.65  0.55  0.86 

•  123.25  128.40  5.15  0.47  0.26 

Incl  124.55  125.52  0.97  0.69  0.94 

•  267.00  272.25  5.25  0.84  1.23 

Incl  267.00  269.00  2.00  1.56 

E1433  483989  5439776  1402  303  ‐72  •  150.85  151.50  0.65  0.00  68.30 

•  151.50  152.10  0.60  0.14  3.65 

•  153.10  154.60  1.50  0.22  1.55 

 

95 

 

HoleID  UTMX  UTMY  Z  Az  Dip  From  To  Length*  WO3  (%)**  Au (ppm) 

*Drilled length, **WO3 calculated as W x 1.2611 

E1434  483989  5439776  1402  308  ‐72  •  153.50  154.15  0.65  0.31 

•  159.60  160.50  0.90  0.18  2.81 

•  178.45  179.00  0.55  0.42 

E1435  483914  5439723  1395  33  ‐60  •  112.45  113.10  0.65  0.27  1.18 

•  161.90  162.90  1.00  0.00  3.43 

 

 

96 

 

APPENDIX  2:  LIST OF DRILLHOLES USED  FOR  THE  2015  EAST  EMERALD  TUNGSTEN RESOURCE ESTIMATION 

HOLE‐ID  LOCATIONX  LOCATIONY  LOCATIONZ  LENGTH (ft) 

DU623  7187.6  7335.4  4207.7  90 

E0601  7397  8434  4345  403 

E0602  7305  8190  4370  533 

E0603  7350  8206  4370  293 

E0604  7420  8590  4332  185 

E0605  7872  9243  4341  457 

E0606  7870  9244  4341  847 

E0607  7760  9305  4240  287 

E0608  7757  9306  4240  327 

E1401  7876.83  9208.59  4337.91  823.5 

E1402  7876.83  9208.59  4337.91  862.9 

E1403  7794.1  9021.63  4333  498.7 

E1404  7794.1  9021.63  4333  695.5 

E1405  7629.32  8777.49  4322.74  528.9 

E1407  7115.8  7542.94  4496  439.6 

E1409  7186.66  7659.72  4512.25  488.8 

E1410  7186.66  7659.72  4512.25  1059.7 

E1411  7910.09  8548.91  4612.08  626.6 

E1412  7899.73  8534.92  4613.84  1066.3 

E1413  7798.54  8300.92  4633.54  925.5 

E1414  7588.87  8104.47  4610.93  744.8 

E1415  7384.41  7870.9  4570.09  487.2 

E1416  7384.41  7870.9  4570.09  603.7 

E1418  7048.99  7340.03  4530.9  400.3 

E1419  7564.84  7774.34  4710.88  971.1 

E1422  7607.93  7908.5  4686.56  803.8 

E1423  7441.68  7570.52  4716.81  825.1 

E1424  7297.7  7357.18  4707.76  626.6 

E1425  7297.7  7357.18  4707.76  685.7 

E1426  7002.14  7035.03  4557.52  246.1 

E1427  7002.14  7035.03  4557.52  232 

E1428  7002.14  7035.03  4557.52  341.2 

E1429  6998.16  6744.26  4584.83  311.7 

E1430  6998.16  6744.26  4584.83  823.5 

E1431  6998.16  6744.26  4584.83  430.8 

E1432  7588.87  8104.47  4610.93  941.6 

E1433  8039  8451  4693  646.3 

 

97 

 

HOLE‐ID  LOCATIONX  LOCATIONY  LOCATIONZ  LENGTH (ft) 

E1434  8039  8451  4693  636.5 

E1435  7798  8300  4633  616.1 

ES0802  7990  9543  4352  727 

ES0803  8756  10122  4380  617 

ES0804  8520  9982  4380  895.5 

ES0805  8525  9985  4380  656 

ES0806  8250  9865  4355  479 

ES0807  8250  9865  4355  848 

ES0808  8062  9658  4345  518 

ES0809  7952  9425  4330  379 

ES0810  7903  9718  4260  217 

ES0811  7775  9465  4244  108 

ES0812  7775  9465  4244  87 

ES0813  7710  9230  4258  155.5 

ES0814  7635  9000  4265  105 

JS0730  8650  9165  4665  1116 

JS0733  8662  10058  4380  658 

JS0734  8660  10059  4380  507 

JS0736  8193  9784  4352  568 

JS0737  8191  9784  4352  598 

JS0738  8197  9784  4352  551 

JS0739  8195  9784  4352  750 

JS0740  7990  9543  4339  498 

JS0741  7986  9543  4339  558 

JS0742  7987  9542  4339  863 

JS0743  7096  7792  4427  280 

JS0744  7092  7794  4427  270 

JS0745  7100  7791  4427  580 

JS0746  7792  9066  4334  458 

JS0747  7789  9067  4334  557 

S1  7215.91  8082.94  4391.16  141 

S10  7351  8248  4407  202 

S11  7351  8248  4407  178 

S12  7354  8292  4391  191 

S13  7375  8341  4382  198 

S14  7374  8341  4381  190 

S16  7388  8386  4377  188 

S2  7215.81  8082.94  4391.16  121 

S20  7472.5  8480.5  4363  202 

 

98 

 

HOLE‐ID  LOCATIONX  LOCATIONY  LOCATIONZ  LENGTH (ft) 

S21  7445  8527  4358  164 

S22  7445  8527  4358  154 

S23  7445  8527  4358  162 

S24  7462  8574  4360  160 

S3  7215.8  8082.94  4391.16  132 

S4  7268.68  8114.25  4385.73  121 

S5  7283.7  8166.14  4405.95  151 

S6  7285.7  8166.14  4405.95  133 

S7  7287.7  8166  4403  150 

S8  7318.04  8208.5  4403  157 

S9  7351  8247.6  4409.3  192 

V1  8623.01  10247.91  4281.55  698 

V13  7905.87  9283.63  4341.4  789 

V15  7908  9283.13  4341.3  853 

V18  7907.94  9283.13  4341.3  844 

V19  7386.7  8465.1  4327.46  904 

V20  7668.88  8827.56  4329.18  850 

V26  8403.04  9898.89  4377.47  1151 

V32  7678.5  8603  4408.58  969 

VU12  7706.5  8345.3  3625.6  341 

VU14  7842.1  8450.5  3613  273 

VU18  7840.2  8451.2  3613.5  290 

VU2  7706.1  8345.3  3625.6  332 

VU3  7706.1  8344.9  3625.2  377 

VU6  7707.4  8344.8  3624.4  360 

VU8  7706.6  8344.9  3624.8  342 

 

   

 

99 

 

APPENDIX 3: SEMI‐VARIOGRAMS FOR WO3