MISE À JOUR DES RESSOURCES MINÉRALES DE LA MINE ELDER … · 2018. 11. 1. · MISE À JOUR DES...

MISE À JOUR DES RESSOURCES MINÉRALES

DE LA MINE ELDER ET DU SECTEUR TAGAMI

Cantons Beauchastel et Duprat,

Province de Québec, Canada

(NTS: 32D/06)

Préparé pour :

MINES ABCOURT INC.

506 rue des Falaises, Mont-St-Hilaire, Québec, Canada, J3H 5R7

par :

Jean-Pierre Bérubé, ing.

Consultant en géologie 5355, rue de Nantes, Trois-Rivières

Québec, Canada, G8Y 3X1

et :

Renaud Hinse, B.Sc.,

Ingénieur minier

Date effective: 11 octobre 2018

Date de signature: 12 octobre 2018

2

DATE ET PAGE SIGNATURE

Ce rapport intitulé " MISE À JOUR DES RESSOURCES MINÉRALES DE LA MINE ELDER ET DU SECTEUR TAGAMI ",

daté du 11 octobre 2018, a été préparé et signé par le co-auteur suivant :

Daté à Trois-Rivières, Qc.

12 octobre 2018

(Signé et Scellé) " Jean-Pierre Bérubé "

Jean-Pierre Bérubé, lng.

Consultant en géologie

OIQ 37500

CERTIFICAT DE LA PERSONNE QUALIFIEE

Moi, Jean-Pierre Bérubé, ing., par la présente certifie que:

1. Je suis un ingénieur professionnel et un consultant spécialisé en géologie qui réside au

5355 rue de Nantes, Trois-Rivières, Québec, Canada, G8Y 3X1.

2. Je suis un diplômé de l'Université Laval à Québec, au Québec, où j'ai obtenu un B.Sc.

en génie géologique en 1980.

3. Je suis un membre de l'Ordre des ingénieurs du Québec (OIQ #37500). Mon expérience

pertinente applicable à ce rapport technique est basée sur plus de 30 années de travail

en exploration et en production minière. Je suis un consultant indépendant depuis 2005.

4. J'ai lu la définition d'une " Personne qualifiée " selon les guides énoncés dans le

Règlement 43-101 (NI43-101) et je certifie qu'en raison de mon éducation, affiliation

avec un ordre professionnel et mon expérience de travail, je remplie les exigences

requises pour agir comme une " Personne qualifiée".

S. Je suis responsable de la rédaction des rubriques 1 à 14 et 23 à 27 de ce rapport

technique. J'ai consulté messieurs Renaud Hinse, ing., Charles H. Bélanger, ing. et Eugène

Gauthier, ing. à plusieurs reprises afin de compléter certaines sections qui requéraient

leur expertise.

6. J'ai été impliqué à plusieurs reprises sur la propriété Eider-Tagami et j'ai participé à la

rédaction de trois rapports techniques conformes à la norme NI 43-101 depuis 2006.

Je suis indépendant de Mines Abcourt lnc. selon la Section 1.5 du NI 43-101.

7. J'ai lu le règlement Nl43-101 et ce rapport technique a été préparé selon ces normes.

8. À la date effective de ce certificat, au meilleur de mes connaissances, informations

et croyances, le rapport technique contient toutes les informations scientifiques et

techniques qui doivent être publiées pour qu'il ne soit pas trompeur.

Daté en ce jour du 12 octobre 2018

(Signé et scellé) " Jean-Pierre Bérubé

" Jean-Pierre Bérubé, lng.

3

4

DATE ET PAGE SIGNATURE

Ce rapport intitulé " MISE À JOUR DES RESSOURCES MINÉRALES DE LA MINE ELDER ET DU SECTEUR TAGAMI ", daté

du 11 octobre 2018, a été préparé et signé par l'auteur suivant:

Daté à Rouyn-Noranda, Qc. 12 octobre 2018

(Signé et Scellé) " Renaud Hinse "

Renaud Hinse, Ing.

Ingénieur.

OIQ # 5507

MINES ABCOURT INC. RAPPORT TECHNIQUE 43-101 CALCUL DE RESSOURCES

5

CERTIFICAT DE LA PERSONNE QUALIFIEE

Moi, Renaud Hinse, ing., par la présente certifie que :

1. Je suis un ingénieur professionnel qui réside au 506 rue des Falaises, Mont-

St Hilaire, Qué., J3H 5R6.

2. Je suis diplômé de l'université Laval à Québec, au Québec, où j'ai obtenu un B.Sc.

en génie minier en 1951.

3. Je suis membre de l'Ordre des ingénieurs du Québec (OIQ #5507). Mon expérience

pertinente applicable à ce rapport technique est basée sur plus de 60 années de travail

en exploration et en production minière.

4. J'ai lu la définition d'une «Personne qualifiée» selon les guides énoncés dans

le Règlement 43-101 (NI 43-101) et je certifie qu'en raison de mon éducation,

affiliation avec un ordre professionnel et mon expérience de travail, je remplis les

exigences requises pour agir comme une « Personne qualifiée »

5. Je suis responsable de la rédaction des rubriques 15 à 22 de ce rapport technique.

J'ai consulté Mme Christine Lefebvre, comptable agrée, et messieurs Charles H.

Bélanger, ing. et Eugène Gauthier, ing. à plusieurs reprises afin de compléter

certaines sections qui requéraient leur expertise.

6. J'ai été impliqué dans divers programmes d'exploration de la propriété Eider-Tagami

et dans l'exploitation de la mine Eider au cours des 30 dernières années.

7. J'ai lu le règlement NI-43-101 et ce rapport technique a été préparé selon ces normes.

8. À la date effective de ce certificat, au meilleur de mes connaissances, informations

et croyances, le rapport technique contient toutes les informations scientifiques et

techniques qui doivent être publiées pour qu'il ne soit pas trompeur.

Daté en ce jour du 12 octobre 2018

(Signé et scellé)«Renaud Hinse»

Renaud Hinse, Ing.


6

TABLE DES MATIÈRES

Date et page signature (JEAN-PIERRE BÉRUBÉ, ing.)………………………………………………….…………………2

Certificat de la personne qualifiée (JEAN-PIERRE BÉRUBÉ, ing.).……………….……………….…………………3

Date et page signature (Renaud Hinse, ing.)..…………………………………………….…………………4

Certificat de la personne qualifiée (Renaud Hinse, ing.)…….………….………….…………..………5

1. Sommaire ........................................................................................................................................................... 10

2. Introduction et mandat ................................................................................................................................ 13

3. Avertissement .................................................................................................................................................. 14

3.1 Définition et interprétation……………………………………………………………………………………….

3.2 Recours à d'autres experts……………………………………………………………………………………….15

4. Description et localisation de la propriété ........................................................................................... 15

4.1 Localisation .............................................................................................................................................

4.2 Description des titres miniers ..........................................................................................................

4.3 Redevances payables ..........................................................................................................................

4.4 Passif éventuel .......................................................................................................................................

5. Accessibilité, Climat, Ressources locales, et Physiographie ........................................................... 17

5.1 Accès ..........................................................................................................................................................

5.2 Climat ........................................................................................................................................................

5.3 Ressources locales ................................................................................................................................

5.4 Physiographie .........................................................................................................................................

6. Histoire ............................................................................................................................................................... 20

6.1 Elder Gold Mines ...................................................................................................................................

6.2 Ressources Aunore ...............................................................................................................................

6.3 Mines Abcourt........................................................................................................................................

7 Cadre géologique et minéralisation ....................................................................................................... 23

7.1 Géologie régionale ...............................................................................................................................

7.2 Géologie locale ......................................................................................................................................

7.3 Géologie de la propriété ....................................................................................................................

8. Type de gisement et Minéralisation........................................................................................................ 26

9. Exploration ........................................................................................................................................................ 32

10. Forages au diamant ...................................................................................................................................... 32

11. Préparation des échantillons, Analyses et Sécurité ........................................................................... 33

11.1 Méthodes d'échantillonnage .......................................................................................................

11.1.1 Échantillonnage en rainures des galeries et chantiers ........................................

11.1.2 Échantillonnage de la carotte de forage ...................................................................

11.1.3 Échantillonnage des wagons .........................................................................................

11.2 Programme de contrôle de la qualité ........................................................................................

12. Vérification des données ............................................................................................................................. 36

12.1 Observations générales ..................................................................................................................

12.2 Déviation des sondages de surface ...........................................................................................

12.3 Teneurs des faces comparées aux sondages ..........................................................................

12.4 Contres-analyses des échantillons de forage ........................................................................

12.5 Contres-analyses d'échantillons de faces et de wagons ....................................................


7

13. Traitement du minerai et tests métallurgiques ................................................................................. 41

13.1 Production antérieure .....................................................................................................................

13.2 Traitement du minerai depuis 2013 ..........................................................................................

13.3 Étude minéragraphique ...................................................................................................................

14. Estimation des ressources minérales ...................................................................................................... 43

14.1 Interprétation géologique ..............................................................................................................

14.2 Méthodologie ......................................................................................................................................

14.3 Définitions des catégories de ressources ................................................................................

14.3.1 Ressource minérale mesurée ........................................................................................

14.3.2 Ressources minérale indiquée ......................................................................................

14.3.3 Ressource minérale présumée ......................................................................................

14.4 Densité ....................................................................................................................................................

14.5 Épaisseur minimum ...........................................................................................................................

14.6 Teneur de coupure des hautes valeurs en or ..........................................................................

14.7 Teneur de coupure minimum ........................................................................................................

14.8 Sommaire du calcul des ressources minérales .......................................................................

15. Estimation des réserves minérales ........................................................................................................... 49

16. Méthode de minage ...................................................................................................................................... 50

16.1.1 Généralités .........................................................................................................................................

16.1.2 Définitions et Interprétation .......................................................................................................

16.1.3 Hypothèses........................................................................................................................................

16.2.1 Plan de minage ................................................................................................................................

16.2.2 Tas de minerai et de roche stérile à la surface ....................................................................

16.2.3 Puits ......................................................................................................................................................

16.3 Tableau des ressources et paramètres utilisés ....................................................................... 54

16.4 Opérations minières ..........................................................................................................................

16.4.1 Forage et dynamitage ......................................................................................................

16.4.2 Équipement minier nécessaire ......................................................................................

16.4.3 Ventilation .............................................................................................................................

16.4.4 Pompage de l'eau de la mine .......................................................................................

16.4.5 Main-d’œuvre ......................................................................................................................

16.5 Séquences du développement et de l'exploitation ..............................................................

17. Méthode de récupération ........................................................................................................................... 59

18. Infrastructures .................................................................................................................................................. 60

19. Études de marché et contrats .................................................................................................................... 61

20. Études environnementales, permis, et impacts sociaux .................................................................. 62

20.1 Études environnementales .............................................................................................................

20.2 Roche stérile, minéralisation et exhaure ...................................................................................

20.3 Permis .....................................................................................................................................................

20.4 Acceptabilité sociale .........................................................................................................................

21. Coûts d'investissement et opérationnels .............................................................................................. 63

21.1 Coûts en capital ..................................................................................................................................

21.2 Coûts opérationnels ..........................................................................................................................

22. Analyse économique ..................................................................................................................................... 66

22.1 Généralités ............................................................................................................................................

22.2 Hypothèses ...........................................................................................................................................

22.3 Modèle financier et résultats .........................................................................................................

22.4 Taxes et impôts ...................................................................................................................................

22.5 Analyse de sensibilité .......................................................................................................................


8

23. Propriétés adjacentes.................................................................................................................................... 70

24. Autres données et informations pertinentes ....................................................................................... 72

24.1 Zone C.D.R. ..........................................................................................................................................

24.2 Veine N°7 .............................................................................................................................................

25. Interprétation et Conclusions .................................................................................................................... 73

26. Recommandations ......................................................................................................................................... 73

27. Références ......................................................................................................................................................... 76

LISTE DES FIGURES

Figure 1: Carte de localisation régionale ................................................................................................. 18

Figure 2: Titres miniers de la propriété Elder-Tagami ........................................................................ 19

Figure 3: Localisation des producteurs miniers ................................................................................... 20

Figure 4: Géologie régionale et localisation des propriétés ............................................................ 24

Figure 5: Géologie régionale des secteurs Elder et Tagami ............................................................ 27

Figure 6: Carte de géologique du Batholithe de Flavrian ................................................................ 28

Figure 7: Vue en coupe du système de veines présent à la mine Elder ...................................... 29

Figure 8: Veine de quartz-albite typique de la partie ouest du gisement Elder ...................... 30

Figure 9: Or visible du chantier 7-1-2 Ouest ......................................................................................... 31

Figure 10: Photos du laboratoire de la mine Géant Dormant ........................................................... 35

Figure 11: Classification des ressources minérales ................................................................................ 44

Figure 16.1: Coupe typique d’un chantier..................................................................................................... 52

Figure 16.2: Plan actuel d’un chantier chambre et piliers ....................................................................... 53

Figure 18.1: Plan de surface de la mine Elder .............................................................................................. 60

Figure 18.2: Photos des installations de surface en 2012 ....................................................................... 61

Figure 23: Indices aurifères sur la propriété Elder-Tagami ................................................................. 71

LISTE DES TABLEAUX

Tableau 1.1: Ressources minérales mesurées et indiquées (toutes les zones) ............................... 11

Tableau 1.2: Ressources minérales présumées (toutes les zones) ....................................................... 11

Tableau 1.3: Ressources minérales indiquées et présumées de la zone West Gold ..................... 11

Tableau 1.4: Ressources minérales indiquées et présumées de la zone CDR ................................ 12

Tableau 1.5: Ressources potentielles minables de la mine Elder ........................................................ 12

Tableau 1.6: Hypothèses techniques utilisées pour l’analyse financière .......................................... 12

Tableau 1.7: Estimation du flux de trésorerie .............................................................................................. 13

Tableau 5.2: Table climatique de Rouyn-Noranda ..................................................................................... 17

Tableau 8: Gisements d’or reliés aux plutons de Flavrian et de Powell ......................................... 29

Tableau 10: Meilleures intersections des forages de 2017-2018 ....................................................... 32

Tableau 12.1: Comparaisons entres les forages historiques et ceux de 2017-2018 ...................... 36

Tableau 12.2: Précision des forages de surface ............................................................................................ 37

Tableau 12.3: Comparaisons entre les teneurs des faces de travail et les forages ......................... 38

Tableau 13.1: Production historique annuelle de 1947 à 1966 .............................................................. 42

Tableau 13.2: Production aux usines à forfait de mars 2013 à mars 2016 .......................................... 43

Tableau 14.8.1: Ressources minérales mesurées et indiquées du secteur Elder .................................. 48

Tableau 14.8.2: Ressources minérales présumées du secteur Elder .......................................................... 49

Tableau 14.8.3: Ressources minérales indiquées et présumées de la zone West Gold ..................... 49


9

Tableau 16.3.1: Résumé des ressources minérales mesurées et indiquées .......................................... 54

Tableau 16.3.2: Calcul des ressources potentielles minables de la mine Elder ..................................... 54

Tableau 16.3.3: Résumé des ressources minérales présumées ................................................................... 55

Tableau 16.4.5.1: Nombre d’employés cadres estimés en 2012 et réalisés en 2018 ........................... 57

Tableau 16.4.5.2: Nombre total d’employés estimé en 2012 et réalisé en 2018 ................................... 57

Tableau 21.1: Coûts en capital estimés en 2012 et réalisés en 2018 ................................................... 64

Tableau 21.2.1: Coûts opérationnels durant l’année fiscale 2017-2018 .................................................. 65

Tableau 21.2.2: Coûts de main-d’œuvre durant l’année fiscale 2017-2108 ........................................... 66

Tableau 22.2: Hypothèses économiques de base ......................................................................................... 67

Tableau 22.3.1: Hypothèses techniques ayant servies à l’analyse financière......................................... 67

Tableau 22.3.2: Estimation du flux de trésorerie ............................................................................................... 68

Tableau 24.1: Ressources minérales indiquées et présumées de la zone C.D.R. ............................. 72

Tableau 26.1: Budget proposé pour le programme de forages de définition................................... 74

Tableau 26.2: Budget optionnel proposé pour le programme d’exploration souterrain .............. 75

LISTE DES GRAPHIQUES

Graphe 12.3: Corrélation des échantillons de carotte vs les faces de travail .................................... 38

Graphe 12.4: Corrélation des analyses de la mine GD vs ALS-Chemex pour les carottes ........... 39

Graphe 12.5.1: Corrélation des analyses de la mine GD vs ALS-Chemex pour les faces de

travail et les wagons ..................................................................................................................... 41

Graphe 12.5.2: Corrélation entre les deux laboratoires sans les valeurs aberrantes ......................... 41

Graphe 22.4.1: Impacts de certaines variables versus la Valeur Nette Présente (NPV) .................... 69

Graphe 22.4.2: Impacts de la teneur minée versus la Valeur Nette Présente (NPV) ......................... 70

LISTE DES ANNEXES

Annexe I: Liste des Titres Miniers ................................................................................................................ 80

Annexe II: Redevances Payables ................................................................................................................... 83

Annexe III: Résultats de contre-analyses d’échantillons de Forages 2017-2018 ........................ 85

Annexe IV: Résultats de contre-analyses de Faces de travail et de Wagons ................................ 87

Annexe V: Glossaire des Termes Techniques et Abréviations utilisés ............................................ 89

Annexe VI: Ressources par Niveaux – Toutes Catégories ..................................................................... 92

Annexe VII: Circuit de Traitement de l’Usine Géant Dormant ……………………………………………..106


10

1. SOMMAIRE

A la demande de Mines Abcourt Inc. («Abcourt» ou la «Société»), ce rapport technique doit fournir

une évaluation des ressources minérales de la mine Elder (la «mine Elder») et du secteur Tagami (le

« secteur Tagami ») à la date effective du 31 mai 2018. Le rapport est rédigé selon les guides

énoncés dans le Règlement 43-101 sur l'information concernant les projets miniers (le «Règlement

43-101») par messieurs Jean-Pierre Bérubé, Ing. et Renaud Hinse, Ing (les « auteurs » ou « co-

auteurs »), deux personnes qualifiées ayant une expérience de travail pertinente dans ce domaine.

Les auteurs se sont inspirés en partie de rapports déjà déposés sur le site web SEDAR de l’Autorités

canadiennes en valeurs mobilières; «NI 43-101 Report – Preliminary Economic Assessment Report

on the Elder Mine Project» écrit en 2012 par Roche Ltée, Groupe-conseil.

Abcourt est propriétaire à 100% de la propriété Elder-Tagami qui consiste en une concession

minière (CM 363), un bail minier (BM 1029) et 36 claims miniers contigus (CL) situées dans les

cantons Beauchastel et Duprat, province de Québec. La Société est dans un processus de demande

d’un bail minier (BM 1045) auprès du ministère de l'Énergie et des Ressources Naturelles (MERN)

en vue d’une extraction possible de l'or contenu aux niveaux inférieurs de la mine.

La propriété Elder-Tagami est située à 10 km au nord-ouest de Rouyn-Noranda dans la province

de Québec et est facilement accessible en auto. La mine est pourvue d’un puits vertical de 795

mètres à trois compartiments qui donne accès à 16 niveaux. La propriété Elder-Tagami chevauche

la partie sud-est du Batholithe de Flavrian, une intrusion de granodiorite (trondhjémite) dans

l’empilement volcanique du Blake River. Les indices d'or sont liés à des fractures et des structures

qui recoupent le batholite à un angle faible. L'un d'eux, la veine N°1, est orientée N 60° E et plonge

vers le sud à un angle moyen de 25°. Cette veine est la principale structure aurifère exploitée à la

mine. Outre le système de veines composant la mine Elder, la zone West Gold (est une structure

aurifère d’importance localisée à 2 km au nord de la mine Elder dans le secteur Tagami.

De 1947 à 1966, la mine Elder a produit 2 024 425 tonnes de minerai à une teneur de 5,33 g/t Au.

La minéralisation aurifère a principalement été extraite de la veine N°1, une veine de quartz-ankérite

associée localement à un dyke mafique (gabbro) et une granodiorite bréchique. La mine a été

rouverte de 1984 à 1989 par le duo formé de Ressources Aunore Inc. ("Aunore") et Mines Nova-

Beaucage Ltée. («NBM»). D’importants travaux de surface et souterrains ont été effectués par la

coentreprise et un échantillon en vrac de 12,700 tonnes ayant une teneur de 6,49 g/t Au a été

extrait. Depuis 1993, Abcourt a acheté la mine Elder de Aunore et NBM, la zone CDR de Cambior

(maintenant Iamgold) et la propriété Tagami de Aunore et Metall Mining (maintenant First

Quantum Minerals). La Société a augmenté substantiellement les ressources minérales dans la

partie ouest de la mine suite à quelques programmes d'exploration de surface.

Depuis 2013, Abcourt a réalisé plusieurs étapes en vue d’une reprise des activités d’exploitation à

la mine Elder; calcul des ressources conforme à la norme 43-101 suivi d’une étude économique

préliminaire en 2012; obtention d’un certificat d’autorisation du ministère du Développement

durable, de l’Environnement et de la lutte contre les changements climatiques du Québec;

approbation d’un plan de fermeture par le ministère de l’Énergie et des Ressources Naturelles du

Québec; extraction expérimentale de plus de 181 000 tonnes de minéralisation aurifère dans

différents chantiers; usinage de cette minéralisation dans trois usines de traitement différentes avec

des taux de récupération supérieurs à 95%. Le 1er mars 2016, la Société annonçait que la mine Elder

avait atteint le stade de la production commerciale à compter du 1er janvier 2016. Un total de près


11

de 432 000 tonnes de matériel aurifère à une teneur de 4,56 g/t Au ont été traitées depuis mai

2013.

L'examen des informations fournies par Abcourt sur tous les niveaux de la mine Elder nous permet

d’établir un inventaire minéral en utilisant une teneur de coupure de 3,45 g/t Au, taux de change

(1.00 $US:1.30 $Can), prix à long terme de l’or de 1 250 $US, densité uniformisée de 2,70 t/m3. Les

ressources mesurées et indiquées y sont estimées à 463 825 tonnes titrant 6,5 g/t Au. Elles totalisent

respectivement 56 100 tonnes titrant 5,5 g/t Au et 407 700 tonnes à une teneur de 6,6 g/t Au

(tableau 1.1). Les ressources mesurées sont généralement situées entre deux niveaux jusqu’à une

profondeur verticale maximale de 800 mètres. Les ressources indiquées ne sont généralement pas

limitées par deux niveaux et elles sont parfois associées à la périphérie des blocs mesurés.

CATÉGORIE: MESURÉE INDIQUÉE MESURÉE+ INDIQUÉE

Tonnes Teneur Épais Tonnes Teneur Épais Tonnes Teneur Épais

BM 363 27 423 6,38 2,39 304 487 6,72 2,28 331 910 6,69 2,28

CM 1045 28 708 4,71 1,81 103 207 6,15 2,10 131 915 5,83 2,04

TOTAL ELDER 56 131 5,52 2,09 407 694 6,57 2,23 463 826 6,45 2,21

Tableau 1.1 : Ressources minérales mesurées et indiquées du secteur Elder

Quant à elles, les ressources présumées totalisent 380 250 tonnes titrant 6,1 g/t Au (tableau 1.2).

CATÉGORIE: PRÉSUMÉE TOUTES CATEGORIES

Tonnes Teneur Épais Tonnes Teneur Épais

BM 363 304 039 6,34 1,94 635 949 6,52 2,12

CM 1045 76 211 5,26 2,08 208 126 5,63 2,05

TOTAL ELDER 380 250 6,12 1,97 844 076 6,30 2,10

Tableau 1.2 : Ressources minérales présumées du secteur Elder

D’autre part, la révision des ressources minérales de la zone West Gold (secteur Tagami), située à 2

km au nord du puits N°2 de la mine Elder, nous permet d’y estimer des ressources indiquées de

174 250 tonnes à une teneur de 6,2 g/t Au et des ressources présumées de 167 500 tonnes à une

teneur de 5,5 g/t Au (tableau 1.3). Comme cette zone requiert des infrastructures indépendantes

de la mine Elder, elle n’a pas été incluse dans le calcul des ressources potentiellement minables.

Tableau 1.3 : Ressources minérales indiquées et présumées de la zone West Gold (secteur Tagami).

La propriété couvre également la Zone CDR, un indice aurifère situé dans le coin sud-ouest du bail

1045 (en demande). Ce dépôt localisé près de la surface a des ressources indiquées de 4,200 tonnes

à une teneur de 16,5 g/t Au et des ressources présumées de 50 250 tonnes titrant 5,2 g/t Au. En

raison de sa proximité avec plusieurs infrastructures de surface et de sa petite taille, cette zone n’a

pas été considérée dans notre estimation des ressources minérales.

TONNES TENEUR ÉPAIS TONNES TENEUR ÉPAIS TONNES TENEUR ÉPAIS

(métriques) (g/t Au) (m) (métriques) (g/t Au) (m) (métriques) (g/t Au) (m)

WG 174 258 6,22 2,05 167 495 5,48 1,88 341 752 5,86 1,96

TOUTES CATÉGORIES

ZONE

INDIQUÉ PRÉSUMÉ



CDR 4 172 16,49 2,50 50 248 5,15 1,83 54 420 6,02 1,88

INDIQUÉ PRÉSUMÉ TOUTES CATÉGORIES

ZONE


12

Tableau 1.4 : Ressources minérales indiquées et présumées de la zone CDR.

Les ressources minérales ayant servies au calcul des ressources potentiellement minables sont donc

estimées à 463 825 tonnes à une teneur de 6,5 g/t Au. Rappelons que ces données n’incluent

pas les ressources de la zone C.D.R. ni celles du secteur Tagami (zone West Gold).

Les rubriques 15 à 22 ont été préparées par M. Renaud Hinse, ingénieur minier ayant une expérience

de plus de 35 ans dans son domaine. À partir des ressources calculées et de la mise à jour des

tonnes extraites en date du 31 mai 2018, il a été établi que 85% de la minéralisation serait récupérée

en appliquant une dilution externe de 40%. Le tableau 1.5 montre que 552 000 tonnes à une

teneur de 4,5 g/t Au seront minées à raison de 130 000 tonnes par an pendant quatre (4) ans.

Tableau 1.5 : Calcul des ressources potentielles minables de la mine Elder seulement

La rentabilité économique du gisement est basée sur les hypothèses techniques montrées au

tableau 1.6;

Description Unités Valeur

Ressources mesurées et indiquées minables Tonnes 551 953

Taux d’extraction annuel Tonnes usinées / an 130 000

Vie de la mine Années 4,25

Teneur de la minéralisation g/t Au 4,51

Récupération à l’usine de l’or % 97

Production totale d’or par année Onces 18 400

Valeur nette récupérable $ Can / tonne 224,74

Coût opérationnel total par tonne $ Can / tonne 191,24

Affinage de l’or $ Can / once 1,31

Tableau 1.6 : Hypothèses techniques utilisées aux fins de calcul de l’analyse financière

Sur ces bases, les coûts opérationnels ont été estimés à 191,24$ par tonne pour un total de 105,4

M$ incluant les redevances de 6,89$ par tonne. L’analyse financière indique un flux de trésorerie

net de 7,9 M$ avant et de 4,2 M$ après impôt. La valeur nette présente (NPV) escomptée à 8% sera

de 6,5 M$ avant et de 3,5 M$ après impôt.

TONNES TENEUR TONNES TENEUR TONNES TENEUR TONNES TENEUR

MESURÉES 56 131 5,52 47 711 5,52 19 084 0,00 66 795 3,94

INDIQUÉES 407 695 6,57 346 541 6,57 138 616 0,00 485 157 4,69

TOTAL 463 826 6,45 394 252 6,32 157 700 0,00 551 952 4,51

CATÉGORIE

DE

RESSOURCES

RESSOURCES MINÉRALES

(J.-P. BÉRUBÉ, MAI 2018)

RESSOURCES

POTENTIELLEMENT

MINABLES

DILUTION DE 40%RESSOURCES MINÉRALES

RÉCUPÉRÉES À 85%


13

Description Évaluation de base

($ Can)

Revenus escomptés tirés des ventes de lingots d'or 124 000 000

Dépenses en capital encourues lors de l’exploitation 10 600 000

Dépenses opérationnelles totales incluant les redevances 105 600 000

Flux de trésorerie net avant impôts 7 900 000

Flux de trésorerie net après impôts 4 200 000

Tableau 1.7 : Estimation du flux de trésorerie pour les quatre (4) prochaines années

Considérant que la propriété Elder-Tagami;

- comprends la mine Elder qui est en production commerciale depuis le 1er janvier 2016

(communiqué de presse de la Société datant du 1er mars 2016);

- renferme des ressources minérales substantielles associées aux infrastructures

existantes;

- peut traiter 750 tonnes par jour de minerai a son usine de Géant Dormant;

- est localisée au cœur même de Rouyn-Noranda profitant ainsi de services de qualité et

d’une main-d’œuvre qualifiée;

- présente des indices de surface ayant un bon potentiel de découverte à moins de 2 km

du puits N°2 (West Gold et CDR).

les auteurs croient que les ressources potentiellement minables localisées sur les niveaux

existants permettraient leur exploitation si les principaux facteurs de modifications 1 actuels restent

inchangés. De plus, comme la veine N°1 montre une épaisseur constante au niveau 15 (Trudel,

1991), la probabilité que de nouvelles ressources s’ajoutent à l’inventaire actuel est jugée très

bonnes.

Les auteurs proposent donc qu’un budget minimum de 1 M $Can, représentant 1 100 mètres de

forage au diamant, soit alloué à la définition de la veine N°1 sous le niveau 14 afin que certains

blocs de ressources passent de la catégorie présumée à la catégorie indiquée. En adoptant un

programme de forage évalué de 2 M $Can, Abcourt serait cependant en mesure de tester un bon

nombre de cibles d’exploration à partir du niveau 14. Ce programme totalisant 8 250 mètres de

forage, 480 mètres en travaux de réhabilitation et 290 mètres de travers-bancs, permettrait

d’explorer la faille Mouilleuse, le contact entre le pluton de Flavrian et les volcanites du Blake River

de même que l’extension en profondeur de la veine N°1.

2. INTRODUCTION ET MANDAT

À la demande de M. Renaud Hinse, ing., Président et chef de la direction de Mines Abcourt Inc.

(aussi appelé « Abcourt" ou « la Société » dans le texte), M. Jean-Pierre Bérubé, ing. (co-auteur) a

reçu le mandat de présenter une estimation des ressources minérales localisées sur la propriété

Elder-Tagami à Rouyn-Noranda, secteur Évain. Le rapport traite aussi brièvement des ressources

1 Facteurs de modifications: considérations utilisées pour convertir les ressources minérales en réserves

minérales. Ceux-ci comprennent, mais ne sont pas limités à, l'exploitation minière, la transformation, la

métallurgie, les infrastructures, l'économie, le marketing, les aspects juridiques, environnementaux, sociaux et

gouvernementaux.


14

minérales corrigées de la zone West Gold dans le secteur Tagami. De plus, M. Renaud Hinse, ing.

(co-auteur) a reçu le mandat de remplir les rubriques 15 à 22 du-dit rapport. Il est donc entièrement

responsable du calcul des ressources potentiellement minables présenté à la rubrique 16.

Le rapport a été rédigé en concordance avec les normes de définition et des directives de l'Institut

canadien des mines, de la métallurgie et du pétrole (ICM) applicables aux ressources et aux réserves

minérales (Définition des normes de l'ICM du 10 mai 2014).

Cette estimation des ressources minérales est basée sur les plus récents forages de surface, de

développement et d’exploitation réalisés par Abcourt en date du 31 mai 2018.

Un glossaire des termes techniques et abréviations utilisés dans le présent document est fournis à

l'annexe II.

3. AVERTISSEMENT

La responsabilité de monsieur Bérubé, ingénieur en géologie, consiste à vérifier les informations

géologiques ainsi que d'évaluer les ressources minérales localisées près des puits N°1 et N°2.

L'examen et la validation des documents pertinents ont également été réalisés pour le statut des

titres miniers. M. Bérubé considère que cet examen a été soigneusement fait et comprend toutes

les informations pertinentes sur la propriété Elder-Tagami et les indices aurifères voisins en date du

31 mai 2018. Abcourt a fourni l’accès à toutes les données internes sur la propriété Elder-Tagami et

les activités minières en cours. M. Bérubé s’est acquitté de décrire les rubriques 1 à 14 et 23 à 27 de

même que de colliger les éléments du rapport final.

La responsabilité de monsieur Hinse, ingénieur minier, consiste en la rédaction des rubriques 15 à

22 qui font état des changements survenus depuis la publication de l’Étude de Préfaisabilité de

Roche en 2012.

Les auteurs assument que les rapports précédents, les cartes et autres données géologiques

examinés et énumérés dans la section "Références" sont complets et exacts. Les auteurs ont offert

des services de consultation sur différentes propriétés détenues par Abcourt, y compris la mine

Elder, au cours des dernières années.

M. Bérubé n’est pas un initié, associé ou affilié d’Abcourt. Les résultats du rapport ne dépendent

pas de tout accord préalable concernant les conclusions à atteindre, ni aucune entente non

divulguée concernant la gestion future des affaires de la Société.

Bien que les auteurs aient fait une vérification diligente des données fournies par Abcourt et qu’ils

assument l’entière responsabilité des sections présentées dans ce rapport, ils se sont en partie basés

sur l’expertise de professionnels qui sont activement impliqués depuis plusieurs années à la mine

Elder. Les compétences et responsabilités de ces personnes sont brièvement décrites à la section

3.2.

3.1 DÉFINITIONS ET INTERPRÉTATION

Ci-après, le terme "ressources minérales" a le sens qui lui est attribué par l'Institut canadien des

mines, de la métallurgie et du pétrole comme les normes de définition de l'ICM sur les ressources

minérales et réserves minérales adoptées en mai 2014 par le Conseil de l’ICM. Le terme "ressources


15

potentiellement minable" s’applique à un terrain avancé dont les ressources ne peuvent être

converties en réserves minérales parce qu’elles ne sont pas définies par une étude de préfaisabilité

ou de faisabilité, selon le cas, qui incluent l’application des facteurs modificateurs.

Ce rapport comprend des ressources présumées qui sont considérées géologiquement trop

spéculatives pour que le développement économique les considère avec les ressources qui peuvent

être converties en réserves minérales. Il est cependant possible d’inclure une portion des ressources

présumées dans des réserves minérales seulement si les plans de minage s’en accommodent.

3.2 RECOURS À D’AUTRES EXPERTS

M. Renaud Hinse, ing., président et chef de la direction d'Abcourt, a été personnellement impliqué

dans plusieurs décisions techniques liées à la propriété Elder-Tagami. À titre de gérant des

opérations à la mine Elder, son expérience a été utilisée lors de la rédaction des Rubriques 4.3, 4.4

14.7 et 16 à 22.

M. Eugène Gauthier, ing., consultant en géologie, a été pleinement impliqué dans certains

programmes de forage au diamant sur la propriété. M. Gauthier compte 30 années d'expérience en

exploration et en production aurifère. Son expertise a été utilisée lors de la rédaction des Rubriques

8, 10 et 12.1.

4. DESCRIPTION ET LOCALISATION DE LA PROPRIÉTÉ

4.1 LOCALISATION

La propriété Elder-Tagami est située à 10 kilomètres au nord-ouest de Rouyn-Noranda dans le

canton de Beauchastel (SNRC 32D/06), Québec, Canada. Nous pouvons accéder aux propriétés via

la route provinciale 117 en direction d’Évain, une communauté de 3 800 habitants située dans la

banlieue ouest de Rouyn-Noranda. D’Évain, il faut emprunter l’avenue de l'Église sur 5 kilomètres

en direction nord pour atteindre le site de la mine Elder (figure 1). Les coordonnées UTM Nad83 du

puits N°2 sont; 638 996 E, 5 349 192 N, Zone 17.

4.2 DESCRIPTION DES TITRES MINIERS

L'état actuel des titres miniers a été vérifié dans GESTIM, du ministère de l'Énergie et des Ressources

Naturelles du Québec (le "MERN"). GESTIM est un système de gestion des titres miniers accessible

à l'adresse Internet suivante ; https://gestim.mines.gouv.qc.ca.

La propriété Elder-Tagami se compose d'une concession minière (CM 363), un bail minier (BM 1029)

et 36 claims miniers contigus (CL) localisés dans les cantons Beauchastel et Duprat, province de

Québec. Selon le site internet GESTIM, la propriété couvre une superficie de 893,32 hectares dont

94,5 hectares pour la concession minière (figure 2). Il indique également que les titres sont en règle

et qu’ils appartiennent de façon exclusive (100%) à Abcourt jusqu'à la date d'échéance la plus

proche (12 février 2019). Un montant de près de 2 M$ a été crédité par le MERN en travaux divers

sur la propriété. Abcourt est actuellement dans un processus d'acquisition d'un autre bail minier

(BM 1045), qui couvre l'extension sud de la concession minière 363.

https://gestim.mines.gouv.qc.ca/


16

Le secteur Tagami couvre l’extension nord des veines N°1 et N°2 de la mine Elder et quatre (4)

indices aurifères supplémentaires dont la zone West Gold où des ressources minérales avaient été

calculées en 2012. La partie centrale de la zone West Gold est située à environ 2,3 km au nord-

ouest du puits vertical Elder (voir figures 2 et 23).

La concession et le bail minier ont été légalement arpentés avant leur délivrance, comme l'exige la

Loi sur les mines du Québec. Les documents légaux d’arpentage sont disponibles sur le site de la

mine. La contrainte juridique numéro 40220 est applicable à tous les domaines couverts par une

concession minière (CM) dans lequel ;

"Le ministre peut prendre toute décision concernant la zone qui fait l'objet d'une

réclamation quand il y a chevauchement des terres ou lorsque la taille, l'orientation

ou la longueur des côtés du terrain ne sont pas conformes à la présente loi ou ses

règlements d'application.

Aux fins du premier alinéa, le ministre peut donner la permission de déplacer, déranger

ou remplacer une ligne de piquetage qui délimite un terrain jalonné. Il peut également

ordonner l'arpentage du terrain qui fait l'objet d'une demande ".

4.3 REDEVANCES PAYABLES

Le secteur Elder est soumis au paiement de redevances, telles qu’indiquées à l’Annexe II.

Dans son rapport préliminaire d'évaluation économique sur la mine Elder, Roche (2012) intègre les

accords de paiement de redevances en trois montants qui dépendent de l'emplacement des

ressources extraites. Une redevance de 3% va aux ressources extraites des niveaux 1 à 9, une

redevance de 2,5% est applicable aux ressources extraites au niveau 10, et une redevance de 2%

est applicable aux ressources extraites des niveaux 11 à 15. La redevance de 2% est payée à une

société liée (Décochib).

4.4 PASSIF ÉVENTUEL

Can-Stack Industries et Ressources Ltée ("Can-Stack"), une entreprise québécoise, était le

propriétaire original des titres miniers CL 3708341, 3708342 et 3708343. Can-Stack a été dissoute

le 28 février 1987.

C.D.R. Resources Inc. ("CDR"), une société de la Colombie-Britanique, a été constituée le 22

septembre 1967 sous le nom de Highland Lode Mines Ltd. Elle a acheté les titres miniers de Can-

Stack et les a vendus à Aunore. C.D.R. a été dissoute le 8 février 1991. Abcourt a acheté les actifs

d’Aunore en 1993.

À ce sujet, monsieur Renaud Hinse, président de Mines Abcourt Inc., a fait le commentaire suivant:

"Compte tenu du fait que CDR et Can-Stack sont dissoutes et que les dépenses engagées

par le passé ont été importantes, il est peu probable que des redevances soient payables à

ces deux compagnies défuntes."

Les informations techniques détaillées fournies par GESTIM sur la propriété Elder-Tagami sont

énumérées à l'annexe I du rapport.


17

5. ACCESSIBILITÉ, CLIMAT, RESSOURCES LOCALES ET PHYSIOGRAPHIE

5.1 ACCÈS

L'accès en auto de Montréal se fait via l'autoroute 15 et la route provinciale 117 sur une distance

de 600 km. La communauté de Rouyn-Noranda (pop. ± 41,400) est située au nord-ouest de la

province de Québec en Abitibi-Témiscamingue. La ville est desservie par des liaisons aériennes

quotidiennes reliant l'aéroport international Trudeau de Montréal à celui de Rouyn-Noranda.

5.2 CLIMAT

La région est caractérisée par un climat continental ayant des saisons contrastées. Les hivers sont

froids et secs, les étés étant chauds avec le gros des précipitations se produisant à la fin de l'été. La

température moyenne de novembre à mars est de -10.4 °C et la moyenne pour avril à octobre est

de 10,8 °C. En janvier la température moyenne est de -16,9 °C et en juillet la température moyenne

est de 17,5 °C.

Tableau 5.2 Table climatique de Rouyn-Noranda (source: climate-data.org)

5.3 RESSOURCES LOCALES

Rouyn-Noranda a une histoire minière qui a commencé dans les années 1920 avec la découverte

du gisement Horne qui a amorcé un élan de prospection et de découvertes de 200 mines. Depuis

1927, ces mines ont produit 5,0 millions de tonnes de cuivre, 6,2 millions de tonnes de zinc, 1,860

tonnes d'or et 5,500 tonnes d'argent (figure 3). Les activités minières continuent de jouer un rôle

majeur dans l'économie de Rouyn-Noranda grâce aux mines LaRonde (Agnico-Eagle) et Westwood

(Iamgold). Avec une production annuelle de ± 350 000 onces d’or, la mine LaRonde est la plus

grande exploitation souterraine au Québec.

En opération depuis 1927, la fonderie Horne est une division de Glencore, qui a la capacité de traiter

840 000 tonnes de cuivre et de matériaux contenant des métaux précieux par an. À pleine capacité,

l'usine peut produire 180 000 tonnes d'anodes de cuivre et 600 000 tonnes d'acide sulfurique par

an. La fonderie est le plus grand transformateur de cuivre et de déchets électroniques en Amérique

du Nord. Le complexe est une fonderie de cuivre personnalisée qui utilise les concentrés de cuivre

et de matières recyclables renfermant des métaux précieux.


18

Figure 1. Carte de localisation régionale


19

Figure 2. Titres miniers de la propriété Elder-Tagami localisée dans les cantons Beauchastel et Duprat.

Feuillet 32D/06, Grille UTM: NAD 83, Zone 17


20

Figure 3. Mines en production dans le secteur de Rouyn-Noranda (gros cercles

rouges) et la mine Elder (étoile blanche) - (Source: MERN, Québec).

5.4 PHYSIOGRAPHIE

La région est à environ 300 mètres au-dessus du niveau de la mer. La topographie du secteur est

légèrement vallonnée, les hauteurs étant généralement rocheuses et les dépressions plutôt

marécageuses. Les sédiments de la période Quaternaire recouvrent le roc en couches d’épaisseurs

variables constituées de sédiments fluvioglaciaires (eskers), glacio-lacustres (till, sable et gravier) et

de moraine. Les eaux collectées par la mine se déversent dans le réseau hydrographique du lac

Beauchastel.

Les propriétés sont situées dans les limites de la sapinière à bouleau blanc qui couvre la partie sud

de la forêt boréale. Le paysage est dominé par des sapins baumiers, des épinettes blanches et noires

mélangées avec du bouleau blanc et des trembles. Des mélèzes et quelques amas de pin gris sont

également présents. Plusieurs espèces de poissons d'eau douce peuplent les nombreux lacs et

rivières et une grande variété d'animaux sauvages peuplent la région, y compris l'orignal, l'ours

noir, la gélinotte, le renard, le castor et le loup.

6. HISTOIRE

La propriété Elder a été initialement détenue par O'Leary Malartic Mines Ltd., qui a réalisé un total

de 1,032 mètres de forage au diamant pour 19 trous. Des veines de quartz aurifères minéralisées

en pyrite et chalcopyrite ont été rencontrées (GM 06495) mais il n’existe aucune trace des travaux

de forage. La propriété a été placée sous option en 1944 avec Teck-Hughes Gold Mines Ltd., qui a

complété 1 152 mètres de forage au diamant pour 16 trous (RP 227).


21

6.1 ELDER GOLD MINES

En 1944, Elder Gold Mines Ltd. a acquis la propriété et a entrepris un programme d'exploration

totalisant 8 716 mètres pour 88 trous. Un puits a trois compartiments inclinés à -43° (puits N° 1) a

été foncé près de la veine n° 1 où six niveaux distants de 41 mètres ont été ouverts en même temps

que des galeries d'exploration pour les veines n° 3 (niveau 3) et la veine n° 4 (niveaux 1, 3 et 5).

En 1951, un puits vertical à trois compartiments (puits N° 2) a été foncé à 671 mètres au sud-est du

puits N°1. Les niveaux 7 (290 m) à 12 (494 m) ont été ouverts sous les niveaux existants. En 1954, le

puits N°1 a été fermé et toutes les activités minières ont été réalisées à partir du puits N°2.

En 1962, la production a été interrompue et le puits N° 2 a été approfondi à 782 mètres et deux

niveaux (13 et 14) ont été ouverts. Comme les travaux d’exploration étaient financés à même les

profits de la mine, les forages pour trouver du minerai étaient limités. En juin 1966, la mine fut

fermée en raison du faible pourcentage de silice et des teneurs en or contenus dans le minerai.

De 1947 à 1966, 2 024 425 tonnes de minerai titrant 5,16 g/t d'or (334 000 onces d'or) ont été

extraits de la mine (Source: registres miniers conservés sur le site de la mine Elder). À sa fermeture,

Peel-Elder Ltd. a conservé la concession minière CM 363 qui couvrait les deux puits,

développements souterrains situées au-dessus du niveau 10 et des ressources minérales non

économiques. Les titres miniers environnants ont été abandonnés.

6.2 RESSOURCES AUNORE

Le 6 avril 1984, Ressources Aunore Inc. («Aunore») a formé une coentreprise avec Nova Beaucage

Mines Ltd («NBM») et Glen A. Milne en fiducie. Aux termes de l'accord, NBM - qui avait acquis la

concession minière de Peel-Elder Ltd. – a accordé à Aunore le droit d'acquérir un intérêt indivis de

65% dans la propriété Elder en contrepartie du paiement de 100 000 $ dans les 60 jours après

l'exécution de l'accord en plus de 4 millions de dollars en travaux de surface et d'exploration

souterraine. Par la suite, les participants de la coentreprise ont acheté les claims couvrant l'extension

en profondeur de la veine No 1 qui était détenue par C.D.R. Resources Inc. («C.D.R.»).

Entre 1984 et 1989, les partenaires ont dépensé un total de 23 millions de dollars sur la propriété

Elder. Les infrastructures de surface ont été mises en service et l'équipement nécessaire a été acheté.

La mine a été dénoyée, les niveaux anciens ont été réhabilités, le puits N° 2 a été approfondi de 15

mètres, de nouvelles stations ont été établies sur trois niveaux supérieurs (4, 5 et 6), les passages a

minerai et au stérile ont été construits. Un total de 142 trous de surface et 75 trous souterrains ont

été complétés pour 14 940 mètres. Environ 2 135 mètres de galeries ont été creusés, des monteries

furent foncées et l’exploitation de quelques chantiers a débutée. D'avril à juin 1989, un échantillon

en vrac de 12 767 tonnes titrant 6,49 g/t d'or a été extrait.

En juillet 1989, SNC a estimé que la mine renfermait des "réserves prouvées et probables" de

682,970 tonnes titrant 5,84 g/t d'or. De plus, 413 590 tonnes titrant 5,84 g/t Au ont été calculées

dans la catégorie des "réserves possibles". La mine Elder était prête à entrer en production à

l'automne 1989 et à expédier le quartz aurifère comme fondant à la fonderie Horne. Le plan d’affaire

s’est effondré lorsque Noranda a décidé d’utiliser le quartz aurifère de sa mine Silidor qui allait

entrer en production en 1990. Abcourt a commandé une étude qui a déterminé qu'il en coûterait

huit millions de dollars pour construire une usine sur le site de la mine Elder. Le projet a été mis en

veilleuse pendant qu’Aunore puis Abcourt tentaient de trouver les fonds nécessaires.


22

6.3 MINES ABCOURT

En 1993, Abcourt a acheté la participation d’Aunore dans la coentreprise. L'année suivante, la

Société a acheté les 35% restants de NBM pour se porter acquéreur à 100% de la propriété Elder.

Abcourt a aussi acheté la participation de Cambior (maintenant Iamgold) dans deux petites

fractions de claims appartenant à l'origine à C.D.R. où les forages de surface indiquaient une

ressource de 51 700 tonnes titrant 5,22 g/t d'or. Abcourt a également acquis 11 titres miniers de

Metall Mining Corp. (maintenant First Quantum Minerals Ltd.) aux limites est et nord de la propriété

Elder où plusieurs trous de surface indiquaient un inventaire minéral de 13 605 tonnes à une teneur

de 6,87 g/t d'or.

Abcourt a réactivé le projet de 1995 à 1998 en réalisant 16 forages au diamant pour un total de

2,496 mètres ayant pour cibles les veines N° 1 et N° 4. Les résultats d'analyse ont confirmés et

augmentés les ressources minérales à l'extrémité ouest de la mine qui a été dénoyé jusqu’au niveau

12. Le cours de l’or ayant fortement chuté durant l'automne 1998, le projet fut jugé non rentable et

la mine fut fermée de nouveau.

En février 2001, RSW Béroma Inc. a complété 13 sondages courts totalisant 333 mètres pour la

veine n° 4 et 885 mètres pour la veine No 1 en vue d’une exploitation à ciel ouvert. Des ressources

historiques de 29 930 tonnes titrant 5,53 g/t d'or ont été calculées entre la surface et le niveau 1.

En 2005, deux trous verticaux totalisant 411.4 mètres ont été forés par Forages Benoît de Val-d'Or

dans le prolongement est de la veine No 1. Ces trous ont été décrits au cours du programme

d'exploration de 2006-2007.

En août 2006, MRB et Associés de Val-d'Or a préparé le premier rapport d'évaluation des ressources

présentes du gisement Elder qui soit conforme à la norme NI 43-101. Les ressources mesurées et

indiquées non diluées de la propriété se chiffraient à 729 790 tonnes titrant 6,49 g/t Au en utilisant

une teneur de coupure de 3,44 g/t Au. Les ressources présumées totalisaient 178 500 tonnes titrant

6,67 g/t Au. En 2006-2007, 35 trous verticaux totalisant 6,295 mètres ont été forés par Abcourt afin

de mieux définir les ressources de la veine N°1 entre les niveaux 3 et 6.

En juillet 2009, Bérubé a fait un rapport d'évaluation des ressources du gisement Elder conforme à

la norme NI 43-101. Les deux trous forés en 2005 ont été combinés avec les 35 trous forés en 2006-

2007 pour faire une mise à jour des ressources minérales. L’estimation des ressources mesurées et

indiquées se chiffrait à 812 900 tonnes titrant 6,63 g/t Au en utilisant une teneur de coupure de

3,45 g/t Au. Les ressources présumées totalisaient 236 740 tonnes titrant 6,15 g/t Au.

En 2010-2011, Abcourt a réalisé un programme de forage au diamant de 59 trous totalisant 12 502

mètres dans les extensions est et ouest du gisement. Le principal objectif d’Abcourt était d’intercaler

des sondages entre les intersections obtenues durant le programme d’exploration de 2006-2007.

En 2012, Bérubé a préparé un inventaire minéral du gisement Elder et de la zone West Gold située

dans le secteur Tagami. A cette époque, les ressources mesurées et indiquées de la propriété Elder-

Tagami avaient été estimées à 1 184 000 tonnes titrant 6,58 g/t Au.

En novembre 2012, Roche a réalisé un rapport d'évaluation économique préliminaire (PEA) qui

comprenait le développement préliminaire de la mine, l'évaluation des processus de récupération


23

dans les installations d'usinage à forfait, un examen des infrastructures existantes, les études

environnementales, l'autorisation et l'impact social, une évaluation des coûts d'investissement et

d'exploitation ainsi qu'une analyse financière. Cette étude économique s’est révélée positive et elle

justifiait la poursuite du programme de prospection et d’évaluation de la mine Elder.

D’octobre 2013 à septembre 2014, Abcourt a traité le minerai de la mine Elder à l’usine Géant

Dormant d’Amos qui était alors détenue par Mines Aurbec Inc (« Aurbec »). D’octobre 2014 à juin

2015, QMX traita le minerai d’Elder à son usine de Val-d’Or. Finalement, de juillet 2015 à juin 2016,

l’usine Camflo de Mines Richmont traita à son tour les arrivages de la mine.

En mars 2016, Abcourt a annoncé que la mine Elder avait atteint le stade de production

commerciale le 1er janvier 2016. En juin 2016, la Société procéda également à l’achat des actifs

d’Aurbec comprenant une usine de traitement de 750 tonnes par jour, la mine Géant Dormant et

plusieurs autres propriétés à un stade avancé d’exploration. Depuis 2013, la mine Elder a produit

près de 432 000 tonnes de minerai à une teneur de 4,56 g/t Au.

Dans le secteur Tagami, la zone Nord a été testée en 1945 par Thorn Hill Gold Mines qui a réalisée

33 sondages de surface totalisant 305 mètres après y avoir fait des travaux de prospection (GM

00097A et B). En 1948, Dufresnoy Mines Ltd. a foré 12 trous qui ont délimité la partie nord-est de

la zone. En 1985, Aunore a foré trois trous totalisant 281 mètres. Le trou 06-85-28 a recoupé 6,5 g

/ t Au sur 2,0 mètres (GM 43311).

En 1996-1997, Abcourt a foré 14 trous dans la zone West Gold qui ont recoupé des veines de quartz

aurifères associées à des dykes felsiques altérés et des diorites silicifiées et hématisées dans une

zone de cisaillement N40°E de 40 à 50° au sud-est (GM 55568). En 2010-2011, Abcourt a foré 44

trous supplémentaires totalisant 7 018 mètres sur la zone West Gold (séries T10 et T11) et dans

l'écart entre les zones aurifères West Gold et Nord (GM 66114). La zone aurifère a été délimitée sur

une distance continue de 400 mètres dans une zone de cisaillement inclinée à 55 à 60° vers l'est et

en partie dans une veine horizontale associée à la structure principale. La minéralisation aurifère a

été rencontrée jusqu’à une profondeur de 260 mètres.

7. CADRE GÉOLOGIQUE

7.1 GÉOLOGIE RÉGIONALE

La propriété Elder-Tagami est située dans la partie sud de la sous-province de l’Abitibi. La géologie

de ce secteur a été l'objet de nombreuses descriptions (Goodwin et Ridler, 1970; Dimroth et al,

1982, 1983a et b; Hubert, Ludden et al, 1986).

La région sud de la ceinture de roches vertes de l'Abitibi est composée de roches volcaniques en

alternance avec des sédiments clastiques. Les unités de roches volcaniques et sédimentaires sont

d'âge archéen et elles sont généralement orientées est-ouest. L’âge des roches volcaniques dans la

partie sud de la ceinture de l'Abitibi varie de 2 700 à 2 717 millions d'années (Ludden et al., 1986).

La séquence volcano-sédimentaire est recoupée par de nombreuses intrusions dont la composition

varie de mafique à felsique. Les intrusions mafiques forment souvent de petits dykes et veinules

dans les volcanites de compositions similaires. Les intrusions felsiques peuvent atteindre la

dimension de batholites.


24

Figure 4. Géologie régionale et localisation des propriétés Elder-Tagami et Géant Dormant. Les

volcanites (vert), les sédiments (brun) et les intrusions (rose) sont bordés par des failles régionales (traits

noirs).

Les batholites de l'Abitibi peuvent être divisés en deux grandes familles (Gariépy, 1984). Le premier

groupe est composé d’intrusions pré-tectoniques à syn-tectoniques qui ont été déformées et

métamorphosées en même temps que les roches volcaniques environnantes. Ces roches riches en

sodium sont de composition tonalitiques et trondhjémitiques. Le deuxième groupe est composé

d'intrusions post-tectoniques plus potassiques et felsiques de composition granodioritique. La

propriété Elder-Tagami est située dans le batholite Flavrian qui est une intrusion pré- tectonique

riche en sodium (figure 5).

Les roches archéennes de la ceinture de l'Abitibi sont recoupées par de nombreux dykes de diabase

post-métamorphiques d'âge protérozoïque. Ces dykes de diabase sont de faibles largeurs (5 à 50

mètres) et peuvent être trouvés en essaims de dykes pouvant atteindre 100 km de largeur. Les

directions de ces dykes varient de N-S à NE-SW avec un pendage sub-vertical. L'un de ces dykes

traverse la propriété Elder-Tagami à environ 200 mètres à l'ouest du puits N°2.

7.2 GÉOLOGIE LOCALE

LE GROUPE DE BLAKE RIVER

Les roches de l'Abitibi sont subdivisées en plusieurs sous-groupes lithostratigraphiques selon que

le type de roche prédominant est volcanique ou sédimentaire. Le batholite de Flavrian, qui est l’hôte

du gisement d'or Elder, s’est mis en place dans le Groupe de Blake River qui est composé de roches

volcaniques mafiques à felsiques.

Gélinas et al. (1984) subdivise les volcanites du Groupe de Blake River en unités stratigraphiques

tholéiitiques à calco-alcalines. Celles-ci sont, à partir de la base de l’empilement volcanique vers le

haut; l’unité tholéiitique de Rouyn-Noranda, l'unité de transition de Duprat-Montbray, l’unité

tholéiitique de Pelletier, l’unité calco-alcaline de Dufault, unité tholéiitique de Trémoy, l’unité calco-

alcaline de Cléricy, l’unité tholéiitique de Destor, l’unité calco-alcaline de Renault et l’unité

tholéiitique de Dufresnoy.


25

Les unités tholéiitiques sont dominées par des laves mafiques (basaltes et andésites) avec des

coulées mineures de rhyolites. Ces unités sont composées de basaltes riches en magnésium peu

développées au bas de l’empilement (unité de Pelletier) qui s’enrichie en fer et de titane dans les

andésites du sommet (unité de Dufresnoy). Cet enrichissement en fer est accompagné d’une

augmentation des éléments chimiques K, Ba, Rb, Sr, Zr, Y, Nb et REE (Gélinas et al., 1984).

Les unités calco-alcalines sont caractérisées par un volcanisme bimodal dans lequel les andésites

et rhyolites sont très abondantes. La plupart des rhyolites sont de nature explosive et elles sont

composées de fragments de tailles variables (volcaniclastites). Les andésites calco-alcalines peuvent

être différenciées des andésites tholéiitiques par leurs rapports supérieurs en Rb/Sr, Zr/Y, et La/Sm

(Gélinas et al., 1984).

LE BATHOLITHE DE FLAVRIAN

Le batholite de Flavrian est une roche intrusive couvrant 132 km2 dans les cantons Beauchastel et

Duprat. La cartographie géologique détaillée de la région a montré que le batholite est composé

des phases intrusives suivantes;

1. Quartz Gabbro de Méritens (2%);

2. Trondhjémite (80%);

3. Tonalites, roches hybrides et brèches (15%); et

4. Gabbro d’Eldrich (3%).

Les faciès mineurs du batholite de Flavrian incluent aussi;

1. Brèche de St-Jude qui est un mélange de roches volcaniques de compositions

diverses;

2. Dykes de diorite et lamprophyres. Le dyke mafique qui enrobe la veine No 1 à la mine

Elder est une micro diorite associée à la formation du Gabbro d’Eldrich et,

3. Dykes de diabase (160-200°/76°) d’âge Protérozoïque non reliés à l’intrusion du

batholithe de Flavrian.

Le pluton de Flavrian est décrit comme une masse intrusive polyphasée composée de filons-

couches de tonalite, trondhjémite et roches hybrides plongeant de 20 à 45° vers l'est. La mise en

place de la phase de diorite à quartz (phase de Méritens) a été suivie par l'injection précoce de

tonalite, trondhjémite (2700,8 +2,6 /-1 Ma.), (Mortensen, 1993), la diorite d’Eldrich et, finalement,

par un trondhjémite tardive (2700,0 +3/-2 Ma.) (Galley et Van Breemen, 2002).

Le pluton de Powell, localisé à 5 km au sud-est de la mine Elder, partage la plupart des

caractéristiques lithologiques du batholithe de Flavrian. Ce petit intrusif de 24 km2 est l’hôte de

l’ancienne mine Silidor qui a produit 610 200 onces d’or.


26

7.3 GÉOLOGIE DE LA PROPRIÉTÉ

Le gisement Elder se situe dans la marge sud-est du batholithe de Flavrian. Cette roche intrusive

majeure est également l’hôte de la mine Eldrich qui est située à 6 km plus au nord-ouest. La mine

Eldrich est situé entre les failles Quésabe et Beauchastel à environ 1,5 km au nord du segment nord-

ouest de la faille Mouilleuse (figure 6).

Dans la partie ouest de la mine Elder, l'or est principalement associé à la veine No1 où la

minéralisation se trouve au-dessus, à l'intérieur et sous un dyke de diorite altéré, appelé "dyke

mafique" selon la terminologie utilisée à la mine. Ce dyke recoupe le batholite de Flavrian à un

angle faible. Le dyke mafique est relativement épais car il peut atteindre des largeurs allant jusqu'à

10 mètres, bien que localement il soit discontinu et étroit. Entre 1947 et 1966, la plupart des

2 024 420 tonnes de minerai titrant 5,33 g/t Au ont été extraites de la veine No 1 dans des secteurs

dépourvus de dyke mafique.

La veine No1 a une direction N 60° E à la surface et environ N 80° E au niveau 13 et elle plonge vers

le sud à un angle moyen de 25°. Cette tendance dominante est aussi vue dans les directions et

pendages du dyke mafique ainsi que des veines N°2 et 3. Une autre tendance structurale observée

dans la mine est un système de failles orientée nord et NNO plongeant à un angle faible vers l'est.

La veine No4, qui traverse les épontes supérieures et inférieures de la veine No1, suit cette

orientation (340° N/28° E).

Dans le secteur Tagami, la zone West Gold est constituée de veines décimétriques de quartz

aurifères associées à des dykes felsiques altérés et des diorites silicifiées et hématisées dans une

zone de cisaillement orientée N40°E à pendage sud-est. La zone aurifère a été délimitée sur une

distance continue de 400 mètres jusqu’à une profondeur de 260 mètres dans une zone de

cisaillement inclinée à 55 à 60° vers l'est et en partie dans une veine horizontale associée à la

structure principale.

8. TYPE DE GISEMENT ET MINÉRALISATION

La mine Elder est un gisement mésothermal de type filon de quartz aurifère. Ce type de gisement

se rencontre dans les faciès métamorphiques des schistes verts à amphibolites de tous les âges. Il

se caractérise par un haut rapport or/argent, une grande continuité verticale avec une faible

zonation verticale, et un mode de mise en place syn-tectonique (Hodgson, 1993). La plupart des

zones minéralisées sont liées des zones de cisaillement sub-verticaux à mouvement inverse et

oblique dans des conditions cassantes à ductiles. Ces zones de cisaillement sont généralement

circonscrites par des unités géologiques anisotropes préexistantes tel le "dyke mafique" de la mine

Elder.

À l’échelle mondiale la mine Elder est un gisement de taille moyenne contenant 15 tonnes d’or si

on ajoute les ressources mesurées et indiquées actuelles à la production passée. Lorsque comparés

aux mines d’or du Bouclier Canadien (Robert, 1995), le tonnage et la teneur de la mine Elder (± 3

Mt à 5 g/t Au) sont inférieurs à la moyenne qui est de 6 Mt à 8 g/t Au. À l’échelle régionale, la mine

Elder est cependant l’un des plus importants gisements d’or liés à des granitoïdes de la caldera de

Rouyn-Noranda (Richard, 1998).


27

Figure 5. Géologie régionale de la propriété Elder (noir) - Tagami (rouge).


28

Figure 6. Carte géologique du Batholithe de Flavrian (Gaulin, 1988)


29

Mine Intrusion Tonnage Teneur (g/t) Au (kg) Au (on)

New Marlon Powell 149 140 6,6 984 31 636

Boulder Hill Flavrian 272 000 4,6 1 251 40 220

Senator-Rouyn Powell 2 106 960 4,6 9 692 311 560

P. Beauchemin Flavrian 1 956 000 5,1 10 195 327 771

Powell-Rouyn Powell 2 807 000 4,4 12 350 398 057

Elder Flavrian 2 437 200 5,1 12 380 411 684

Silidor Powell 3 650 000 5,2 18 980 610 211

Tableau 8: Gisements d’or reliés aux plutons de Flavrian et de Powell (Richard, 1998)

Figure 7. Vue en coupe du système de veines à la mine Elder

Des études menées par Gaulin (1988) sur les inclusions fluides et des isotopes stables à la mine

Elder indiquent que deux fluides non miscibles ont probablement été impliqués dans le processus

de minéralisation. Le premier fluide a été introduit dans les structures ouvertes dans des conditions

d'oxydation (d’hématisation) et il a été progressivement expulsé par le second fluide riche en

métaux qui était dans des conditions réductrices (de pyritisation). Le modèle proposé est conforme

aux observations pétrographiques montrant que les carbonates ont été introduits après

l’introduction des veines de quartz précoces dans le processus de minéralisation.

Les roches-hôtes de la zone West Gold (Tagami) sont des trondhjémites et des tonalites

appartenant également au pluton de Flavrian. La zone est localisée à l'extrémité sud-est du pluton,

à environ 1,5 km du contact avec les volcanites du Groupe de Blake River. Plusieurs dykes mineurs

de diorite, felsite et de lamprophyre recoupent le pluton.


30

MINÉRALISATION

La structure altérée qui est l’hôte de la

veine N°1 est remplie avec du quartz

blanc à quartz fumé contenant de la

pyrite, des quantités mineures de

chalcopyrite, de la bornite et de

l’hématite ainsi que des traces de galène,

de molybdénite et des tellurures. La veine

est continue et porteuse de valeurs

économiques en or sur les deux tiers de

sa longueur (Gaulin, 1988). En revanche,

les autres veines ont une teneur en or

plus irrégulière. Cela semble être lié à

leur faible degré de silicification,

d'enrichissement en pyrite et d’altération

hydrothermale (Hinse, 2003). Bien que la

veine N°1 soit généralement une structure cohérente, la

largeur de la minéralisation économique peut varier de

quelques centimètres à plus de 7,5 mètres. Le minerai est

présent dans les lentilles qui montrent une géométrie

particulière avec leur axe d’élongation plongeant au sud-ouest à angle faible. Ces lentilles semblent

être "en échelon" le long du couloir d’altération principal, possiblement comme des ondulations

rythmiques le long du plan de cisaillement. D'autre part, quelques rares veinules tardives d’hématite

spéculaire recoupent la zone minéralisée de la mine Elder. Indicateur d’un milieu pauvre en soufre,

la présence d’hématite ne semble pas être associée de façon particulière à la minéralisation aurifère

(Trudel et al., 1991).

Les grains d'or sont très fins, 86,9 % d'entre eux ayant un diamètre inférieur à 0,03 mm et 47,4% un

diamètre inférieur à 0,01 mm. Leur composition est assez pure puisque le pourcentage moyen

d'argent associé à l'or est de 10% en poids. Les grains sont généralement associés à la pyrite dans

les murs des épontes altérées des veines et dans des fragments de dyke mafique emportées par

celles-ci. La majorité de ces grains d'or (84%) sont étroitement associés aux contours de la pyrite

ou en inclusions dans la chlorite ou les carbonates bordants les grains de pyrite (5%). Gaulin a

également mentionné qu'une certaine quantité de grains d'or observés (16%) est intimement liée

aux plagioclases altérés des roches encaissantes et dans le dyke mafique. Les amas de pyrite

fracturée et cataclasée à grains fins (< 2 mm) sont plus susceptibles de contenir de l'or. La magnétite,

l’ilménite et le sphène sont moins abondants dans les roches encaissantes non altérées. Ces

minéraux ont probablement été remplacés par la pyrite, le rutile et l'hématite pendant les

événements minéralisateurs.

La minéralisation aurifère de la partie est du gisement est dissociée du dyke de gabbro (dyke

mafique) de sorte que la déformation à cet endroit est de type cassant. On y retrouve la veine N°1

mais le pendage des veines en échelons est plus abrupt (30-40°) que dans la partie ouest. De plus,

les veines sont inter reliées par des veines secondaires à très faible pendage vers le sud mais aussi

vers le nord. La trondhjémite des épontes minéralisées est albitisée, carbonatisée, pyritisée et

hématisée. L’albitisation se forme aux dépends du quartz contenu dans les cristaux de plagioclases

de la trondhjémite. La carbonatation confère à la trondhjémite altérée une teinte plus claire que la

trondhjémite fraîche. La pyritisation s’effectue aux dépends des minéraux ferro-magnésiens

Figure 8. Veine de quartz-albite

typique de la partie ouest du

gisement Elder.


31

(chlorite) et de la magnétite. L’hématisation affecte la magnétite contenue dans la trondhjémite

fraîche et elle teinte les feldspaths d’une couleur rougeâtre caractéristique aux épontes de la veine

No1. Cette altération hydrothermale des zones aurifères s’étend jusqu'à 25 mètres de part et d’autre

de veine principale bien qu’elle soit plus prononcée dans l’éponte inférieure.

La teneur moyenne en sulfures (pyrite, hématite, ±chalcopyrite) du minerai est seulement de 2% et

varie considérablement le long de la veine No1. La quantité de pyrite fine est étroitement liée aux

zones d’enrichissement en l'or.

L’analyse des éléments des terres rares a aussi démontrée que la minéralisation de la mine Elder

est atypique des gisements aurifères de l’Abitibi (Trudel, 1991). Cette minéralisation est dépourvue

d’arsénopyrite, de stibnite, et de scheelite qui sont généralement associés aux gisements aurifères

de la région. La tourmaline, qui est un minéral commun des veines hydrothermales de haute

température, n’a également pas été observée à la mine Elder (Trudel, 1991).

Figure 9. Échantillon d’or visible prélevé dans le chantier 7-1-2 Ouest dans la veine N°1.

Par ailleurs, la minéralisation aurifère associée aux veines et veinules de quartz de la zone West

Gold (Tagami) est constituée d’amas de pyrite disséminée accompagnés d'hématite et de

magnétite. Bien que le sondage T10-09 (GM 65467) ait recoupé une zone contenant 30% de

sulfures, dont 4,55% Cu sur 0,5 mètre, la chalcopyrite ne fait pas partie de l’assemblage typique des

minéraux généralement associés aux zones aurifères.

1 CM


32

9. EXPLORATION

Les travaux de surface se résument essentiellement en des forages au diamant aux abords de la

veine N°1. Les premiers relevés de prospection et de cartographie ont révélés la présence de veines

de quartz faiblement minéralisées en pyrite dont les veines N°1 et 4. La propriété a été l’objet de

très peu de relevés géophysiques (gravimétrique et EM aérien) ou géochimiques (sédiments du

Quaternaire et sédiments de ruisseaux), la plupart étant des relevés régionaux commandés par le

gouvernement du Québec et la Commission Géologique du Canada. Un nombre limité de travaux

d'exploration de surface ou souterrain ont été effectués sur la propriété depuis 2011, la majorité

des dépenses étant octroyées aux travaux de prospection et de développement souterrains.

10. FORAGES AU DIAMANT

De 2017 à 2018, Abcourt a réalisé 7 288 mètres de forage au diamant afin de mieux délimiter les

ressources présumées situées près de la surface (communiqué de presse daté du 15 février 2018).

Les 44 sondages de surface ont été réalisés dans les limites de la concession minière 363, ce qui n’a

affecté que les ressources minérales des niveaux supérieurs du gisement.

Veine Sondage Intervalle Longueur Au FM

De À (m) (g/t) (g/t*m)

4 E17-89 108,80 112,67 3,87 11,05 42,78

2 E17-107 123,60 125,40 1,80 11,88 21,38

4 E18-121 129,30 131,83 2,53 8,38 21,21

4 E18-118A 183,37 185,57 2,20 9,27 20,40

3 E17-85 141,51 143,31 1,80 10,63 19,13

6 E17-113 194,61 196,41 1,80 9,91 17,84

4 E17-87 89,40 91,26 1,86 9,27 17,23

6 E17-115 85,88 88,00 2,12 8,10 17,18

4 E18-120 188,85 190,65 1,80 8,26 14,86

4 E17-86 63,42 65,53 2,11 5,79 12,22

2A E17-105 46,41 49,55 3,14 3,72 11,67

4 E17-79 52,36 54,16 1,80 5,01 9,03

3A E17-91 107,56 109,36 1,80 4,83 8,70

3 E17-87 162,42 164,42 2,00 4,20 8,39

4 E17-84 54,36 56,16 1,80 4,39 7,91

2A E17-109 42,92 44,72 1,80 4,08 7,34

1 E17-109 99,30 101,10 1,80 3,82 6,87

2 E17-101 35,95 37,80 1,85 3,67 6,79

1 E17-81 187,47 189,27 1,80 3,74 6,72

4 E18-122 132,69 134,49 1,80 3,68 6,63

3 E17-82 98,67 100,47 1,80 3,44 6,20

TOTAL: 43,28 6,71 290,47 Tableau 10 : Intersections présentant une teneur de plus de 3,45 g/t sur une longueur minimale de 1,80

mètre.


33

Le tableau 10 montre les résultats de toutes les analyses des sondages exécutés en 2017-2018

présentant une teneur supérieure à 3,45 g/t Au sur une épaisseur minimum de 1,8 mètre. L’ordre

de présentation est fonction d’un facteur-métal (teneur x épaisseur) décroissant. On note que des

44 sondages réalisés, 19 d’entre eux ont une intersection remplissant les paramètres de calcul soit;

égale ou supérieure à 3,45 g/t Au sur une épaisseur minimum de 1,80 mètre. De ce nombre, la veine

N°4 renferme 43% de toutes les intersections répertoriées.

11. PRÉPARATION DES ÉCHANTILLONS, ANALYSES ET SÉCURITÉ

11.1 MÉTHODES D’ÉCHANTILLONNAGE

Afin d’assurer un bon contrôle des teneurs à la mine Elder, Abcourt a recours a trois méthodes

d’échantillonnage; de carottes (série D), d’éclats de faces (série F) et de roches cassées (série M).

Les résultats d’analyses parviennent au personnel responsable par courriel et par fax en format

Excel. Le laboratoire de Géant Dormant utilise un format de fichier relativement standard

comprenant; la liste des numéros d’échantillons avec les résultats d’analyses, la méthode analytique

et le nombre d’échantillons traités. Les résultats d’analyses des doublons, blancs et étalons de

mesure apparaissent à intervalles réguliers (1/24) lors de la présentation des données.

11.1.1 ÉCHANTILLONNAGE DE LA CAROTTE DE FORAGE

Les intervalles d'échantillonnage sont déterminés en fonction de la nature de la roche, de son degré

d’altération, de la présence de veines et veinules de quartz-ankérite et de la quantité de pyrite et

autres sulfures associés. Bien que les zones anomales en or puissent atteindre plus de 15 mètres

d’épaisseur, les valeurs économiques sont généralement contenues dans des sous-zones dont la

taille varie de 20 cm à 3 mètres d’épaisseur. La proportion de carottes échantillonnées par rapport

à la longueur totale d’un sondage est donc faible (± 10%).

La récupération de la carotte est généralement très bonne car la minéralisation est moins associée

à des structures très fortement fracturées ou schisteuses qu’à des veines et veinules de quartz dans

une matrice silicifiée. Les observations faites par l'auteur pour les forages de surface et souterrains

montrent que la carotte ayant traversée les zones aurifères peut être très fracturée et parfois

cataclasée mais il estime que la quantité et la qualité des échantillons est représentative de la

minéralisation en place étant donné le taux de récupération de la carotte qui est rarement inférieur

à 75%.

La méthode d'échantillonnage est simple. Après leurs descriptions, les intervalles à analyser sont

identifiés et étiquetées. La carotte est ensuite transportée sur 160 km par camion à partir du site de

la mine Elder jusqu’à la mine Abcourt-Barvue à Barraute. La carotte est coupée en deux parties

égales avec une scie à diamant par un technicien. Une moitié est mise dans des sacs de plastique

avec leurs étiquettes d’identification et envoyée par la suite directement au laboratoire d’analyses.

L'autre moitié de la carotte est conservée dans la boîte en bois pour une analyse ultérieure ou

comme référence. Seules les boîtes contenant des sections échantillonnées sont stockées à la mine

Elder. Les sections de carotte non échantillonnées sont envoyées dans la halde à stérile sauf la

première et la dernière boîte de chaque trou qui sont conservées.


34

La carotte issue de forages souterrains est décrite et échantillonnée de la même manière que pour

la carotte de surface. Les sections sélectionnées pour analyses sont expédiées au laboratoire en

entier de sorte qu’Abcourt ne possède aucune carotte des forages de définitions sur le site de la

mine Elder. Les rejets sont cependant conservés durant une certaine période de temps ce qui

permet de procéder à des contre-analyses si nécessaire.

11.1.2 ÉCHANTILLONNAGE EN RAINURES DES GALERIES ET CHANTIERS

L’échantillonnage des faces de travail des chantiers actifs est fait régulièrement par deux

techniciens. Les échantillons en éclats (chips) sont pris perpendiculairement aux structures qu’elles

soient minéralisées ou non. Les intervalles d'échantillonnage sont déterminés en fonction de la

nature de la roche, de son degré d’altération, de la présence de veines et veinules de quartz-ankérite

et de la quantité de pyrite et autres sulfures associés. Les points de prélèvement sont marqués à la

peinture et chaque intervalle échantillonné est mesuré et décrit sommairement dans des carnets

qui sont conservés à des fins de référence. Les sacs collectés (25 à 30 par jour) sont identifiés et

transportés à la station pour y être acheminés à la surface. À la fin de chacune de ses visites sous

terre, le technicien prépare l’expédition des échantillons au laboratoire d’analyses. Abcourt s’assure

de recevoir les résultats d’analyses des faces de travail en moins de 24 heures afin de prendre des

décisions rapides.

Lorsque les résultats d’analyse sont connus, ils sont apposés sur les sketches qui montrent la

géologie des faces de travail. Le tout est reproduit dans un rapport qui sera présenté à l’équipe de

supervision souterraine. Ce rapport sert d’information journalière aux contremaîtres et aux mineurs

afin d’exercer un meilleur contrôle de la teneur et de la dilution des chantiers de travail.

11.1.3 ÉCHANTILLONNAGE DES WAGONS

L’échantillonnage des tonnes cassées est fait par le conducteur de wagons. Chaque wagon de 3,2

tonnes est échantillonné de façon à bien représenter la teneur du minerai transporté des points de

soutirage aux passages à minerai. Les sacs de plastique contiennent environ 4-5 kg de roche et ils

sont assemblés en paquets et identifiés au nom du chantier d’extraction. Les paquets sont amenés

à la surface où ils sont pris en charge par un travailleur journalier qui en fait le tri et qui mélange le

contenu de quatre sacs pour obtenir un seul sac représentatif par quartage. Chaque résultat

d’analyse correspond donc à ±12,5 tonnes de matériel minéralisé. Ainsi, en appliquant une bonne

gestion des stocks, la teneur de chaque lot peut être évaluée avec une précision acceptable.

Les échantillons des faces et des wagons décrits plus haut sont expédiés au laboratoire de la division

Géant Dormant. Le laboratoire est dirigé par un chef analyste qui, bien que n’étant pas un chimiste,

possède une expérience pertinente dans le domaine. Ce laboratoire n’est évidemment pas accrédité

auprès du Conseil canadien des normes.

11.2 PROGRAMME DE CONTRÔLE DE LA QUALITÉ DE MINES ABCOURT

Tous les échantillons sont été expédiés au laboratoire de la mine Géant Dormant depuis août 2016.

L'auteur a visité les installations de ce laboratoire en septembre 2017. Le personnel du laboratoire

travaille sur deux quarts du lundi au vendredi. Le laboratoire n’est pas accrédité conformément à la

norme ISO 17025 par le Conseil Canadien des Normes (CCN) et ne participe pas à des essais

d'aptitudes de CANMET. Il est opéré par des employés de la Société et il n’est donc pas indépendant

d’Abcourt. Le laboratoire maintient un programme interne de contrôle de qualité mais il n’a procédé


35

à aucune vérification de ses résultats d’analyses auprès de laboratoires extérieurs. Après avoir fait

une brève audition du chef analyste, l’auteur croit qu’il connait bien son travail et qu’il peut donc

s’acquitter de ses tâches en respectant les normes de l’industrie.

Figure 10: Photos du laboratoire d’analyse de la mine Géant Dormant. Dans le sens horaire; broyeur à

mâchoires, séparateur de type Jones Riffle, spectromètre à absorption atomique Perkin-Elmer AAnalyst

200, local de la balance de précision.

Les échantillons reçus sont séchés et pesés avant d'être traités. Les échantillons sont broyés à une

finesse de -3 mesh (6,73 mm) dans un concasseur à mâchoires suivi d'un broyage à 70% passant 10

mesh (2 mm) dans un broyeur à cylindres. Le matériel broyé est divisé avec un séparateur de type

Jones (Jones riffle splitter) pour obtenir un sous-échantillon de 300 grammes. Les sous-échantillons

sont pulvérisés à 75% passant 200 mailles (0,074 mm) dans un pulvérisateur à anneau et rondelle

(puck and ring) qui produit une pulpe dont 15 grammes seront analysés pour en déterminer la

teneur en or. Le reste de l'échantillon broyé, le rejet, est remis dans son sac en plastique d'origine.

La teneur en or est déterminée par spectrométrie d’absorption atomique (SAA). Une fraction de 15

grammes est recueillie à partir des 250 grammes de pulpes et pesée pour pyroanalyse avec une

limite de détection de 0.03 ppm. Ces résultats d'analyses sont envoyés à la mine Elder par voie

électronique en format Excel et par télécopieur. A notre connaissance, la finition par la méthode

gravimétrique n’a été faite pour aucun des échantillons analysés par le laboratoire de Géant

Dormant.


36

Abcourt se dit satisfait de la qualité de son laboratoire du fait que ses résultats d’analyses de pureté

(fineness) des briques d’or ont une marge d’erreur inférieure à 0,01% avec les mêmes mesures

effectuées par la Monnaie Royale Canadienne (MRC).

L’auteur est d’avis qu’Abcourt utilise une méthode fiable pour l’analyse de ses échantillons de

wagons dont la fréquence permet de contrôler adéquatement la validité les teneurs obtenues par

son usine de traitement à Géant Dormant. Abcourt devrait cependant procéder à des analyses de

routine auprès d’un laboratoire extérieur par mesure préventive.

12. VÉRIFICATION DES DONNÉES

Au cours du processus de rédaction de ce rapport technique, l'auteur a examiné toutes les données

disponibles qui ont été recueillies et mises à sa disposition par M. Renaud Hinse, président de Mines

Abcourt Inc. L'auteur a également visité la propriété Elder-Tagami à plusieurs reprises au cours des

dernières années. Certaines de ces visites ont consistées en :

- la validation des données fournies par les forages historiques dont ceux d’Aunore (1984-

1989). Outre les journaux de sondages, les sections de forage (parfois dessinées à la main)

furent consultées,

- une interprétation géologique de la direction et du pendage de la veine N°1 et de la

minéralisation qui lui est associée.

12.1 OBSERVATIONS GÉNÉRALES

Observations pour les niveaux supérieurs

Il est important de noter que c’est la veine N°2 qui avait été minée de la surface jusqu’au niveau 4

et non pas la veine N°1. Cette dernière apparait de façon sporadique aux niveaux supérieurs et les

résultats des sondages de 2017-2018 semblent confirmer cette interprétation.

Dans une certaine mesure, la campagne de forage de 2017-2018 a permis de comparer les données

actuelles à certains résultats d’analyses historiques. L’effet de pépite est un phénomène typique

associé aux gisements aurifères filoniens et le gisement Elder n’y fait pas exception. Le tableau 12.1

illustre bien combien il est difficile de répéter des teneurs pour des intersections qui sont parfois

distantes de quelques mètres seulement.

Veine Sondage histoire Sondage 2017-2018

Source Au (g/t) Long. (m) Source Au (g/t) Long. (m)

2A 45-73 17,15 1,50 E17-99 1,34 1,80

3 87-02 14,33 1,80 E17-79 0,39 1,80

3 5-07 11,66 2,81 E17-87 4,20 1,86

4 45-127 7,06 3,51 E17-88 1,15 1,80

6 06-12 19,12 2,09 E17-113 8,26 1,80 Tableau 12.1 : Comparaison entre certaines teneurs historiques et celles obtenues par

les sondages de 2017-2018.


37

Observations pour les niveaux inférieurs

Le patron de forage « en rosette » adopté par Aunore montrait souvent des intersections ayant une

faible incidence avec les veines ciblées. C’est pourquoi certaines intersections à hautes teneurs

(trous 12-04, 12-05, 13-07, 13-08) ont eu une forte influence sur le bilan des tonnes et des teneurs

présentés dans ce rapport. Les intersections des forages souterrains étant expédiées en entier au

laboratoire d’analyse, il n’existe présentement aucun moyen d’en vérifier la validité. La présence

sporadique de la veine N°3 au toit de la veine N°1 dans certains forages mérite d’être notée.

L’examen des échantillons de rainures pris par Aunore dans les galeries et chantiers montre des

valeurs en or variant entre 3 et 5 g/t. Les observations faites par M. E. Gauthier indiquent que, bien

que la veine N°1 soit toujours présente, l’altération en ankérite des épontes y est moins développée

et la distribution des sulfures plus erratique qu’aux niveaux supérieurs (communication

personnelle). Certains travaux préparatoires d’Abcourt (échantillonnage et monteries de ventilation)

ont également permis de valider les teneurs obtenues par Aunore à ces endroits.

L’extension est de certaines galeries des niveaux 9 à 12 étant impraticables, Aunore n'a pu recueillir

des échantillons à ces endroits. Ces secteurs auraient été minés volontairement sur des distances

de 120 à 280 mètres lors des derniers mois de production en 1966.

12.2 DÉVIATION DES SONDAGES

L’auteur a été en mesure de vérifier la déviation de quelques forages de surface qui ont été

rencontrés dans des chantiers souterrains. Ces mesures nous permettent d’évaluer quelle a été la

déviation des sondages dont la profondeur verticale variait entre 270 et 365 mètres.

SONDAGE DÉPART PERCÉE DIFFÉRENCE

NORD EST NORD EST NORD EST

86-56 5 349 335,57 638 556,74 5 349 338,26 638 555,68 -2,69 1,06

E10-10 5 349 338,28 638 533,54 5 349 327,70 638 530,32 10,58 3,22

E10-11 5 349 366,04 638 570,82 5 349 361,79 638 571,03 4,25 -0,21

85-38 5 349 106,67 638 711,61 5 349 095,56 638 721,36 11,11 -9,75

85-13 5 349 259,72 638 800,93 5 349 263,09 638 804,59 -3,37 -3,66

85-12 5 349 244,74 638 773,85 5 349 259,84 638 776,76 -15,10 -2,91

85-35 5 349 360,30 638 634,50 5 349 360,96 638 636,47 -0,66 -1,97

45-148 5 349 375,29 638 610,97 5 349 388,06 638 608,08 -12,77 2,89 Tableau 12.2 : Précision de forages au diamant ayant intersecté une ouverture souterraine.

Si l'emplacement de départ de ces sondages est correct, on peut en déduire qu’ils ont généralement

tendance à dévier selon un axe nord-sud plutôt qu’est-ouest. Le diamètre de la carotte utilisé depuis

semble avoir eu une faible incidence puisque de fortes déviations ont été observées autant dans

les trous 45-148 (AXT), 85-12 et 85-38 (BQ) et E10-10 (NQ). Le tableau montre que les intersections

de forages peuvent parfois dévier de 15 mètres par rapport à leur cible. Dans un tel cas, la position

réelle d’une veine minéralisée peut être à ±5 mètres de sa position estimée.

12.3 TENEURS DES FACES COMPARÉES AUX SONDAGES


38

L'auteur a également utilisé les informations de ces sondages pour déterminer si des différences

majeures existaient entre les résultats d'analyses des sections de carotte versus les échantillons

composites des faces de travail tels que prélevés dans les chantiers.

Chantier

ÉCHANT. DES FACES DE TRAVAIL ÉCHANT. DE CAROTTES Différence

No éch. Faces g/t Au Long Trou g/t Au Long (1) (%)

8-1-1 153 1,10 1,60 13ST-03 8,03 1,60 - 730

9-1-3 573 2,98 2,30 85-38 3,88 2,53 - 23

7-1-4 177 7,15 2,40 86-56 7,44 2,41 - 04

8-1-0 503 + 507 7,54 2,50 85-13 7,77 2,48 - 03

7-1-4 1348+1650/1653 7,66 5,20 E10-11 7,05 5,26 + 07

7-1-4 534 3,96 2,20 E10-10 3,18 2,22 + 25

7-1-3 1099 7,38 2,40 86-35 5,82 2,13 + 27

8-1-0 104 + 108 13,83 2,00 85-12 6,78 2,02 + 104

Moyenne: 6,45 6,24 + 3

Tableau 12.3 : Résultats d'analyses d'échantillons de faces de travail prélevés à proximité des

intersections de forage au diamant.

(1) Lorsque possible, la longueur des intervalles ayant servies au calcul des teneurs des

sondages furent ajustées en fonction de la hauteur des faces de travail échantillonnées.

Le tableau 12.3 montre que les valeurs aurifères peuvent différer sensiblement selon qu’elles soient

prises d’échantillons de carottes ou de faces de travail. Par exemple, le résultat d'analyse du trou

souterrain 13ST-03, foré en 2013, était de 8 g/t Au alors que l’échantillonnage de la face de travail

n’a donné que 1,1 g/t Au. La moyenne des échantillons de faces a été de 3% supérieure à celle des

échantillons de carotte. Ces résultats d'analyse ont été reportés sur le graphique 12.3.

Graphique 12.3: Corrélation entre les échantillons de carottes versus les faces (en g/t Au)

Bien que ce soit là un très petit ensemble de données collectées (8), elles indiquent que dans 6 cas

sur 8, les résultats d'analyse des échantillons de carottes concordent bien avec la teneur en or


39

attendue d'un chantier. Par contre, dans 2 cas sur 8, les résultats d'analyse des échantillons

composites de carottes peuvent aller dans un sens (teneur inférieure à celle prévue) comme dans

l'autre (teneur plus élevée que prévue).

La faible quantité de pyrite (1%) présente dans le minerai et sa distribution inégale sont

probablement responsables de ces fluctuations. De tels écarts sont courants pour les gisements

aurifères filoniens.

12.4 CONTRE-ANALYSES D’ÉCHANTILLONS DE FORAGE DE 2017-2018 (PULPES)

Lors de la campagne de forage de 2017-2018, le personnel d’Abcourt a procédé à la contre-analyse

de 30 échantillons de pulpes expédiées par le laboratoire de la mine Géant Dormant (GD) au

laboratoire ALS-Chemex de Val-d’Or (ALS). Abcourt n’a expédié aucun blanc, doublon ou étalon à

ALS. Le laboratoire ALS est certifié ISO-17025 par le Conseil canadien des normes et il suit un

protocole d’analyse comportant des blancs, des doublons et des étalons de mesure. Les résultats

d’échantillons de pulpes originalement analysés par le laboratoire de Géant Dormant (GD) et ceux

contre-analysés par le laboratoire ALS-Chemex (ALS) de Val-d’Or sont montrés à l’Annexe III.

Ces données ont été placées sur un graphique de corrélation afin d’en comparer la similitude des

résultats.

Graphique 12.4 : Corrélation entre les analyses de pulpes de Géant Dormant (GD) versus ALS-Chemex

(ALS). Le point rouge indique une analyse aberrante (174140).

Le graphique 12.4 montre que les résultats d’analyses des deux laboratoires ont un excellent

coefficient de corrélation (R2=0,98). Le coefficient de corrélation (R2) est une mesure de la qualité

de la prédiction d'une régression linéaire. Le coefficient de corrélation varie entre 0 et 1. Lorsqu'il

est proche de 0, le pouvoir prédictif du modèle est faible et lorsqu'il est proche de 1, le pouvoir

prédictif du modèle est fort. L’échantillon 174140 (indiqué par un point rouge) présente des valeurs

aberrantes.


40

On note cependant que plus de 80% des contre-analyses ont été faites pour des pulpes ayant des

résultats d’analyses à moins de 1 g/t Au. En effet, la moyenne des 30 analyses est de 0,970 g/t Au

pour le laboratoire GD contre 1,058 g/t Au pour le laboratoire ALS, ce qui démontre que la classe

des teneurs non-économiques est surreprésentée. Il y a donc une sous-représentation des teneurs

économiques (2/30) dans le lot de pulpes prélevées pour des fins de vérifications. Cette sous-

représentation est due à une lacune dans la procédure de sélection des échantillons à contre

analyser. Un choix représentatif parmi les diverses classes de teneurs (exemple : 1-3 g/t, 3-6 g/t, +6

g/t Au) aurait été plus indiqué que la sélection d’un échantillon sur 20 de façon systématique.

Cette lacune ne remet toutefois pas en cause la fiabilité des résultats d’analyses du laboratoire de

la mine Géant Dormant. Les données de forage de 2017-2018 ont donc été intégrées à celles

existantes afin d’établir une nouvelle estimation des ressources géologiques.

12.5 CONTRE-ANALYSES D’ÉCHANTILLONS DE FACES ET DE WAGONS (PULPES)

Puisque les analyses des faces de travail et des wagons sont faites par le laboratoire GD depuis juin

2016, l’auteur a jugé bon de procéder à une vérification des analyses des faces et des wagons en

les comparant à celles du laboratoire ALS-Chemex (ALS) de Val-d’Or. Lors de la collecte des

échantillons nécessaires aux vérifications, seules les pulpes étaient conservées à Géant Dormant.

C’est pourquoi des comparaisons ont été faites pour les pulpes seulement. Depuis lors, les rejets

sont maintenant conservés pendant un certain temps afin de permettre des analyses de vérification.

L’auteur a sélectionné 10 échantillons de wagons (série M) de même que 15 échantillons de faces

de chantiers (série F) afin de représenter un éventail de valeurs variant entre 1 et 40 g/t Au. Un

doublon et deux étalons de Rocklabs non identifiés ont été insérés dans le lot pour des fins de

QAQC. Trois autres étalons identifiés comme tels ont été aussi expédiés à ALS. Les résultats

originaux d'échantillons de faces (F) et de wagons (M) analysés par le laboratoire de Géant Dormant

et de ses pulpes ré-analysées par le laboratoire ALS-Chemex sont montrés à l’Annexe VI.

Un résultat d’analyse ne fut pas retenu soit, le F18484 dont la quantité de pulpes envoyées à ALS-

Chemex était insuffisante pour procéder à une pyro-analyse avec 30 grammes de matériel.

Le coefficient de corrélation (R2) étant à 0,934 (graphe 12.3.1), on peut en déduire que les résultats

d’analyse des deux laboratoires sont en forte corrélation. Si on exclue l’échantillon M18465, qui est

une valeur aberrante (point rouge), le coefficient de corrélation (R2) grimpe alors à 0,975 (graphe

12.3.2).

Sur la base de ces vérifications, l’auteur est d’avis que la fiabilité de la base de données utilisée pour

l'estimation des ressources minérales de 2017 est adéquate aux fins du présent rapport.


41

Graphique 12.5.1: Corrélation entre les analyses de pulpes de Géant Dormant (GD)

versus ALS-Chemex (ALS). Le point rouge montre une analyse aberrante (M18465).

Graphique 12.5.2: Coefficient de corrélation entre les analyses de pulpes de

Géant Dormant (GD) versus ALS-Chemex (ALS) sans les valeurs aberrantes.

13. TRAITEMENT DU MINERAI ET TESTS MÉTALLURGIQUES

Cette section est en partie tirée du rapport de 2009 dans lequel l'auteur donne au lecteur les

informations techniques qu'il estime être pertinent. L'auteur n’est pas un expert en essais

métallurgiques ou en traitement du minerai.

13.1 PRODUCTION ANTÉRIEURE

De 1947 à 1966, la mine Elder a produit 2 009 219 tonnes de minerai à une teneur de 5,16 g/t Au

(tableau 13.1). Le minerai a été expédié à la fonderie Horne de Rouyn-Noranda en tant que fondant


42

de silice. Cela a résulté en un plan d’extraction conçu pour expédier de hautes teneurs en silice (>

68% de SiO2) à la fonderie plutôt que de prioriser l'extraction de l'or. La grande épaisseur du dyke

mafique causait des problèmes de dilution qui pouvait pénaliser l’exploitant si la teneur en silice

allait sous le seuil de 68%. C’est aussi pour cette raison que des ressources géologiques

substantielles ont été découvertes par Abcourt du côté ouest des anciens chantiers.

ANNÉE TONNES TENEUR TONNES TENEUR

(Courtes) (oz/st) (Métriques) (g/t)

1947 75 171 0,139 68 194 4,75

1948 91 141 0,120 82 682 4,11

1949 110 378 0,134 100 133 4,59

1950 130 625 0,159 118 501 5,46

1951 145 599 0,170 132 085 5,81

1952 137 152 0,161 124 422 5,51

(1) 1953 96 541 0,169 87 581 5,79

1954 131 732 0,187 119 505 6,40

1955 150 467 0,172 136 501 5,88

1956 152 869 0,167 138 680 5,72

1957 151 689 0,167 137 610 5,73

1958 148 662 0,152 134 864 5,20

1959 143 430 0,142 130 118 4,88

1960 146 443 0,134 132 851 4,60

1961 144 433 0,117 131 027 4,60

1962 119 645 0,117 108 540 4,00

(2) 1963 0 0,000 0 0,00

(2) 1964 8 044 0,124 7 297 4,24

1965 93 046 0,117 84 410 4,02

1966 37 718 0,114 34 217 3,90

TOTAL: 2 214 785 0,151 2 009 218 5,16 (1) Grève à la fonderie Horne

(2) Approfondissement du puits No 2.

Tableau 13.1 : Production de 1947 à 1966 de la mine Elder

D’octobre 1988 à avril 1989, 19 950 tonnes à une teneur de 4,02 g/t Au provenant du

développement et de la préparation de chantiers ont été extraites et expédiées à l’usine de

traitement Vézina de Cambior (Iamgold). Les données de l'usine indiquent que 20 325 tonnes à une

teneur de 3,44 g/t ont été traitées.

D'avril à juin 1989, un échantillon en vrac de 14 076 tonnes courtes titrant 6,49 g/t Au a été extrait.

La mine Elder se préparait à une mise en production et devait expédier ce minerai comme fondant

à la fonderie Horne. Le projet a été mis en veilleuse quand Noranda (maintenant Glencore) a décidé

de traiter le minerai de sa propre mine Silidor, au détriment de la mine Elder.

13.2 TRAITEMENT DU MINERAI DEPUIS 2013

De mai 2013 à juin 216, 181 000 tonnes de minerai ont été traitées à forfait aux usines d’Aurbec

(Géant Dormant), Aurbel (Lac Herbin) et Richmont (Camflo). La récupération moyenne y a été de

95% malgré la sous performance de l’usine du Lac Herbin (tableau 13.2).


43

Tableau 13.2 : Production de mars 2013 jusqu’à mars 2016 (source : C. Bélanger)

Depuis juillet 2016, toute la production de la mine Elder est acheminée à l’usine de traitement de

la mine Géant Dormant dont Abcourt est le propriétaire. Le taux de récupération de l’or y a été de

de plus de 96% (comm. presse du 5 juin 2018). En date du 30 juin 2018, Abcourt estime qu’un total

de près de 432 000 tonnes de matériel aurifère à une teneur de 4,56 g/t Au ont été traitées depuis

mai 2013.

13.3 ÉTUDE MINÉRAGRAPHIQUE

Une étude minéragraphique réalisée par Gaulin en 1988 a montré que l'or libre de la mine Elder est

à grains très fins puisque 86,9% des grains observés ont moins de 0,03 mm de diamètre.

14. ESTIMATION DES RESSOURCES MINÉRALES

L'auteur a effectué une mise à jour des ressources minérales de la mine Elder et du secteur Tagami

en date du 31 mai 2018. Ce rapport, intitulé "NI 43-101 Resources Evaluation Report for the Elder

and Tagami Properties", était conforme à la règlementation NI 43-101 et à l’annexe 43-101A1 au

moment où il avait été préparé.

Selon le Comité permanent de l'ICM sur les définitions de ressources minérales (normes de

définitions de l'ICM, 14 mai 2014) :

" A Mineral Resource is a concentration or occurrence of solid material of economic interest

in or on the Earth’s crust in such form, grade or quality and quantity that there are

reasonable prospects for eventual economic extraction. The location, quantity, grade or

quality, continuity and other geological characteristics of a Mineral Resource are known,

estimated or interpreted from specific geological evidence and knowledge, including

sampling. "

Compagnie Usine Tonnes Teneur Récup Onces

Aurbec Géant Dormant 57 141 4,78 96,04 8 790

QMX Lac Herbin 51 580 4,83 91,79 8 016

Richmont Camflo 72 618 4,96 96,50 11 587

Total: 181 339 4,87 95,02 28 393


44

Figure 11. Schéma de classification des ressources et des réserves minérales selon l’ICM

14.1 INTERPRÉTATION GÉOLOGIQUE

Les données de forage ont été tracées sur des sections transversales par Abcourt et les zones

minéralisées ont été attribuées à la veine appropriée. L'interprétation générale concorde avec les

différentes unités et correspond bien à l'interprétation géologique. La continuité latérale et

géologique en profondeur de la minéralisation est confirmée par les plans d’échantillonnage, la

cartographie géologique des travaux souterrains et par les sondages au diamant espacés de 30

mètres sur les sections transversales.

En raison de la nature continue de la minéralisation et de sa géométrie relativement simple, la

corrélation entre les sondages est peu sujette aux erreurs d’interprétation. Il est toutefois possible

que la disposition des veines en échelon amène une certaine confusion à savoir si une intersection

a recoupée une veine localisée au toit ou au plancher de la zone favorable. Les caractéristiques

géologiques de la mine Elder nous permettent cependant de procéder à une estimation fiable de

la géométrie, du tonnage et de la teneur moyenne du gisement.

L’interprétation des données faite par Abcourt montre que la veine N°1 est la structure principale

ayant une direction N 40° E en surface qui passe à N 80° E au niveau 13 de la mine. L’enveloppe de

déformation englobant les veines en échelons à un pendage de 20 à 25° vers le sud-est. Du côté

ouest, la veine N°1 s’est mise en place après l’intrusion du dyke mafique (microgabbro) si bien que

la minéralisation se retrouve en-dessous, à l’intérieur ou au-dessus de celui-ci. L’attitude de la veine

est plus régulière que le dyke qui a absorbé le gros de la déformation. Du côté est, la veine N°1 est

surtout associée avec une granodiorite altérée. Les veines 2 et 3 sont des structures mineures

injectées dans des structures de décrochement associées à la veine N°1. L’étendue des teneurs

supérieures à 3.45 g/t Au associées à ces veines compte pour moins de 20% des ressources totales.

La veine N°4 a une orientation N 20° W et elle a un pendage à 22° vers l’est. Le plan d’intersection

des veines N°1 et 4 est plus épais qu’à la normale et les blocs de ressources leurs étant associés ont

été dénommés "V4J" par l’auteur.

Compte tenu de la nature "en échelon" de la minéralisation aurifère inscrit dans le système de

déformation de la veine N°1, les emplacements exacts des extrémités de lentilles aurifères ne


45

peuvent pas être prédits sans un bon échantillonnage. Cet échantillonnage de la veine N°1 a été en

grande partie réalisé de 1985 à 1989 dans les anciennes galeries de la mine et il a démontré la

continuité de la zone minéralisée.

Le toit de la zone minéralisée a été déplacée vers le haut et au nord-est par rapport à l'éponte

inférieure (mouvement senestre inverse) sur une distance inconnue. En vue longitudinale, la veine

N°1 est somme toute continue car elle est seulement déplacée de 30 à 60 cm latéralement le long

de failles mineures orientées à 110-290° (Gaulin, 1988). Ces mouvements post-minéralisation

n’affectent pas l'estimation globale des ressources.

14.2 Méthodologie

La méthode des blocs a été utilisée lors de cette estimation de ressources minérales. L’ensemble

du gisement Elder a été entièrement revu, recalculé et classé en ressources mesurées, indiquées et

présumées. Les détails de ces calculs sont inscrits à l'annexe IV et chaque bloc est illustré sur une

projection en plan.

Les données de forage ont été tracées sur des sections transversales et des zones minéralisées ont

alors allouées pour chaque veine. Les ressources ont été estimées par la méthode des blocs en

combinant les résultats de forage et d'échantillonnage souterrain. Le tonnage de chaque bloc a été

calculé en multipliant la hauteur verticale (au moins 1,8 mètre) de chaque veine par sa surface et sa

densité de 2,70 t/m3.

Les blocs ont été tracés sur une vue longitudinale (échelle 1:500) pour les ressources minérales

mesurées, indiquées et présumées. L’estimation des blocs de ressources a été faite en deux étapes.

Tout d'abord, les ressources mesurées et indiquées ont été délimitées en utilisant les paramètres

définis à l’item 14.3 pour les zones caractérisées par des travaux souterrains et des sondages

espacés de 30 mètres. Le cas échéant, chaque bloc est défini par une intersection de forage qui

n’est pas nécessairement centrée sur le bloc. L’estimation de la teneur en or a été obtenue à partir

des moyennes pondérées des intersections de sondages ou de l'échantillonnage souterrain. L’aire

couverte par chaque polygone a été obtenue en utilisant le logiciel AutoCad. Dans une deuxième

étape, les ressources minérales présumées ont été obtenues à partir de blocs situés dans des zones

caractérisées par moins d’intersections minéralisées (espacement des sondages de 30 mètres et

plus) et/ou toute minéralisation située à une distance comprise entre 20 et 30 mètres de chantiers,

galeries, monteries ou toutes autres faces de travail échantillonnées. La surface couverte par chaque

polygone de ressources présumées a été calculée avec le logiciel AutoCad.

Les moyennes pondérées en or ont été calculées à partir de résultats d’analyses pour obtenir des

intersections combinées plus grandes ou égales à 1,8 mètre. La teneur de coupure de 3,45 g/t Au

a été utilisée tout comme en 2012. Les rares valeurs aurifères titrant à plus de 31,1 grammes par

tonne (1 on/t) ont été coupées à 31,1 grammes par tonne.

14.3 DÉFINITION DE CATÉGORIES DE RESSOURCES

Les catégories de ressources minérales ont été établies d’après les normes du Comité permanent

de l'ICM sur les définitions (normes de définitions de l'ICM, 14 mai 2014) :

" Mineral resources are sub-divided, in order of increasing geological confidence into

Inferred, Indicated and Measured categories. An Inferred Mineral Resource has a lower


46

level of confidence than that applied to an Indicated Mineral Resource. An Indicated

Mineral Resource has a higher level of confidence than an Inferred Mineral Resource but

has a lower level of confidence than a Measured Mineral Resource. "

14.3.1 RESSOURCE MINÉRALE MESURÉE

Selon les standards de définition de l’ICM, la définition d’une ressource mesurée est:

"A Measured Mineral Resource is that part of a Mineral Resource for which quantity, grade

or quality, densities, shape, and physical characteristics are so well established that they

can be estimated with confidence sufficient to allow the appropriate application of

technical and economic parameters, to support production planning and evaluation of the

economic viability of the deposit. The estimate is based on detailed and reliable

exploration, sampling and testing information gathered through appropriate techniques

from locations such as outcrops, trenches, pits, workings and drill holes that are spaced

closely enough to confirm both geological and grade continuity."

À la mine Elder, la géologie et la continuité de la teneur de la veine N°1 sont confirmées par des

sondages rapprochés, galeries et chantiers. Un total de 709 trous de surface (68 127 m), 154 forages

souterrains (23,413 m) et plus de 7 000 sites d'échantillonnage de faces de travail pris à des

intervalles régulières et à raison de deux ou trois échantillons par face ont été utilisés pour cette

estimation des ressources.

Pour la catégorie des ressources mesurées, l'auteur a utilisé les paramètres suivants:

• Les blocs sont situés entre deux niveaux où une galerie longe la veine à la fois aux niveaux

supérieur et inférieur;

• Les blocs sont à moins de 10 mètres d’intersections de sondages au diamant qui sont

forés à un espacement de 30 mètres et/ou la minéralisation est extrapolée jusqu'à 10

mètres de chantiers, galeries, monteries ou autres faces de travail échantillonnées;

• L’influence latérale de blocs de même catégorie tels que définis sur une projection

longitudinale.

14.3.2 RESSOURCE MINÉRALE INDIQUÉE

Selon les standards de définition de l’ICM, la définition d’une ressource indiquée est:

"An Indicated Mineral Resource is that part of a Mineral Resource for which quantity, grade or quality,

densities, shape and physical characteristics can be estimated with a level of confidence sufficient to allow

the appropriate application of technical and economic viability of the deposit. The estimate is based on

detailed and reliable exploration and testing information gathered through appropriate techniques from

locations such as outcrops, trenches, pits, workings and drill holes that are spaced closely enough for

geological and grade continuity to be reasonably assumed."

Pour la catégorie des ressources indiquée, l'auteur a utilisé les paramètres suivants:

• Les blocs ne sont généralement pas situés entre deux niveaux développés;

• Les blocs sont à l’intérieur de limites définies par des sondages au diamant espacés de 30

mètres et/ou toute minéralisation située entre 10 et 20 mètres de chantiers, galeries,

monteries ou autres faces de travail échantillonnées;


47

• L’influence latérale de blocs de même catégorie tels que définis sur une projection

longitudinale.

14.3.3 RESSOURCE MINÉRALE PRÉSUMÉE

Selon les standards de définition de l’ICM, la définition d’une ressource présumée est:

"An Inferred Mineral Resource is that part of a Mineral Resource for which quantity and grade or quality

can be estimated on the basis of geological evidence and limited sampling and reasonably assumed, but

not verified, geological and grade continuity. The estimate is based on limited information and sampling

gathered through appropriate techniques from locations such as outcrops, trenches, pits, workings and

drill holes."

Pour la catégorie des ressources présumées, l'auteur a utilisé les paramètres suivants:

• Les blocs sont situés entre 15 et 30 mètres d’une intersection de sondage au diamant

et/ou toute minéralisation située jusqu’à 30 mètres de chantiers, galeries, monteries ou

autres faces échantillonnées;

• Les blocs sont définis d’après une projection longitudinale entre la surface couverte par

des blocs de ressources indiquées et/ou mesurées.

L'auteur considère que les ressources présumées sont indicatives de zones ayant le potentiel d'être

remplacées par les catégories indiquées ou mesurées en fonction de travaux de surface ou

souterrains ultérieurs. Compte tenu du faible niveau de confiance de cette catégorie, les ressources

présumées ne devraient pas être utilisées pour évaluer des réserves puisque d'autres forages (ou

échantillonnages) sont requis.

14.4 Densité

Une densité de 2,70 t/m3 a été utilisée dans les calculs du tonnage. La minéralisation aurifère est

généralement associée à des veines de quartz (D: 2,65 t/m3), de granodiorite altérée (D: 2,66 t/m3)

et moins de 2% pyrite (D: 5,02 t/m3). Un échantillon composite de la minéralisation de la mine Elder

a été envoyé en janvier 2012 à l’URSTM de Rouyn-Noranda et a retourné une valeur de 2.698 t/m3.

Un autre test effectué par l’URSTM sur des échantillons minéralisés de la zone West Gold a retourné

une valeur de 2.714 t/m3.

Les réconciliations des tonnes minées, transportées et traitées à trois usines différentes (voir tableau

13.2) tendent à démontrer que cette mesure de densité est fiable.

14.5 ÉPAISSEUR MINIMUM

L’épaisseur moyenne des chantiers actuellement minés du côté ouest du puits N° 2 varie de 1,8 à

2,4 mètres quoique certaines portions de chantiers aient été minées sur plus de 6 mètres

d’épaisseur. Comme le calcul de 2012 avait été fait en utilisant une épaisseur verticale de 1,5 mètre,

des correctifs ont été apportés afin de mieux refléter les conditions actuelles de minage.

Du côté ouest du puits N°2, une épaisseur minimale de 1,8 mètre a été utilisée bien que l'expérience

acquise par Abcourt lors de l'exploitation de la minéralisation liée au dyke mafique montre qu’il

peut être très difficile de miner les veines sur une épaisseur de moins de 2,0 mètres. En effet, certains

chantiers du niveau 7 peuvent parfois atteindre de 6 à 7 mètres d’épaisseur.


48

Extrait du communiqué de presse de Mines Abcourt daté du 9 juin 2014;

"Dans les chantiers du niveau 7, l’épaisseur de la zone minéralisée indiquée par des forages de surface, était

de 2 à 3 mètres. Dans ces chantiers, à plusieurs endroits, nous avons trouvé de nouvelles veines dans le toit

et dans le plancher. Ces chantiers atteignent maintenant des épaisseurs de 6 à 7 mètres."

Du côté est du puits N°2, une épaisseur minimale de 1,8 mètre a été utilisée pour définir les

intervalles minéralisés des intersections de sondages et des échantillons en éclats des faces de

travail et galeries. Lorsque inférieure à 1,8 mètre, l'intervalle a été diluée en incluant du matériel des

épontes qui sont généralement à basses teneurs.

14.6 TENEUR DE COUPURE DES HAUTES VALEURS

Les résultats d’analyses ayant plus de 31,1 g/t Au ont été coupés à 31,1 g/t (1 once d’or) afin de

réduire les risques de surestimation de la teneur globale du gisement. Ces paramètres ont été

établis par Aunore lors de l’exploitation de la mine et validés par SNC et Abcourt. Aunore s’en est

également servie pour ses propres estimations des ressources historiques.

L'auteur est d'accord avec cette procédure parce que les réconciliations des teneurs historiques ont

été probantes.

14.7 TENEUR DE COUPURE MINIMUM

En juillet 2018, l'or se transigeait aux environs de 1 230 $US l'once (39 $US par gramme) sur le New-

York Comex Exchange. Le taux de change pour les deux devises était de 1,00 $US=1,32 $Can. La

teneur de coupure minimum était basée sur les coûts d'exploitation de 180 $Can par tonne, tel que

calculé par M. Renaud Hinse, ing., Président et C.E.O. de Mines Abcourt inc.

Une teneur de coupure minimale de 3,45 g/t Au a été appliquée pour la présente évaluation des

ressources minérales.

14.8 SOMMAIRE DU CALCUL DES RESSOURCES MINÉRALES

Les ressources minérales dans les catégories mesurées et indiquées du gisement Elder, à l’exclusion

de la zone CDR, totalisent 463 825 tonnes à une teneur de 6,5 g/t Au pour une teneur de coupure

de 3,45 g/t Au. Les ressources mesurées sont de 56 100 tonnes titrant 5,5 g/t Au et les ressources

indiquées s’établissent à 407 700 tonnes titrant 6,6 g/t Au (tableau 14.8.1).

CATÉGORIE: MESURÉE INDIQUÉE MESURÉE+ INDIQUÉE

Tonnes Teneur Épais Tonnes Teneur Épais Tonnes Teneur Épais

BM 363 27 423 6,38 2,39 304 487 6,72 2,28 331 910 6,69 2,28

CM 1045 28 708 4,71 1,81 103 207 6,15 2,10 131 915 5,83 2,04

TOTAL ELDER 56 131 5,52 2,09 407 694 6,57 2,23 463 826 6,45 2,21

Tableau 14.8.1 : Ressources minérales mesurées et indiquées du secteur Elder

Le tableau 14.8.2 présente les ressources présumées associées au gisement Elder. Ces ressources

sont estimées à 380 250 tonnes à une teneur de 6,1 g/t Au pour une teneur de coupure de 3,45 g/t


49

Au. Les ressources de toutes catégories du gisement Elder, excluant la zone CDR, totalisent 844 100

tonnes à une teneur de 6,3 g/t Au.

CATÉGORIE: PRÉSUMÉE TOUTES CATEGORIES

Tonnes Teneur Épais Tonnes Teneur Épais

BM 363 304 039 6,34 1,94 635 949 6,52 2,12

CM 1045 76 211 5,26 2,08 208 126 5,63 2,05

TOTAL ELDER 380 250 6,12 1,97 844 076 6,30 2,10

Tableau 14.8.2: Ressources minérales présumées du secteur Elder

L’estimation des ressources minérales de la zone West Gold du secteur Tagami a été révisée depuis

l’estimation précédente de Bérubé (2012) qui montrait des ressources indiquées de 173 200 tonnes

titrant 6,5 g/t Au et des ressources présumées de 175 400 tonnes titrant 5,7 g/t Au.

Le tableau 14.8.3 montre les ressources révisées en utilisant une épaisseur minimum de 1,8 mètre.

Les autres paramètres du calcul initial (Bérubé, 2012) sont restés inchangés.

- Teneur de coupure minimale : 3,45 gt Au

- Teneur de coupure des hautes valeurs en or : 31,1 g/t Au

- Épaisseur minimale : 1,80 mètre

- Densité : 2,714 g/cm3

Tableau 14.8.3 : Ressources minérales révisées de la zone West Gold (WG) du secteur Tagami

Les ressources sont restées à peu près inchangées à 174 250 tonnes titrant 6,2 g/t Au dans la

catégorie indiquée et 167 500 tonnes titrant 5,5 g/t Au dans la catégorie présumée. N’étant pas

reliées aux infrastructures souterraines de la mine Elder, ces ressources n’ont pas été considérées

dans le calcul des ressources potentiellement minables montré au tableau 16.3.2.

L'inventaire détaillé des tonnes, teneurs et épaisseurs moyennes pour toutes les veines et dans

toutes les catégories est présenté à l’annexe IV du présent rapport.

15. RÉSERVES MINÉRALES

Il n’y a pas de réserves minérales dans ce rapport.

En 2102, Roche, Groupe-Conseil, a préparé une étude économique préliminaire pour la mine Elder.

Les articles 16 à 22 de cette étude ont été mises à jour par Renaud Hinse, ingénieur minier. Il n’était

pas nécessaire d’avoir une personne indépendante pou réaliser cette mise à jour puisque

l’estimation des ressources n’indique pas une augmentation de 100%, ou plus.



WG 174 258 6,22 2,05 167 495 5,48 1,88 341 752 5,86 1,96

TOUTES CATÉGORIES

ZONE

INDIQUÉ PRÉSUMÉ


50

16. MÉTHODE DE MINAGE

Les items 16 à 21 sont écrits en comparaison avec l’étude PEA de Roche, groupe conseil. La

traduction de l’anglais y apparait en italique. Cette étude a été faite en 2012 avant que la mine ne

soit complètement dénoyée, sans accès aux galeries souterraines.

16.1.1 GÉNÉRALITÉS (EXTRAITS DU RAPPORT DE ROCHE)

L’exploitation minière projetée consiste en la réouverture d’une mine souterraine, exploitée

précédemment par Ressouces Aunore Inc, fermée en 1989. Plus tôt, de 1944 à 1966, cette mine a été

exploitée d’abord par Elder Gold Mines Limited et les sociétés qui lui ont succédé, soit Elder Mines and

Developments Limited et Elder-Peel Limited.

La mine a été fermée parce que la teneur était plus faible dans les niveaux inférieurs de la mine, que

les coûts augmentaient et que le prix de l’or était fixe à $38.50 / once.

En 2012, les infrastructures en place comprenaient deux puits en opération, un magasin, une sècherie,

un atelier, un chevalement avec silos pour la roche stérile et pour la minéralisation, une chambre de

treuil, une sous-station électrique, un bureau, un terrain de stationnement et un bâtiment pour les

pompes. Le puits no. 1 sert à la ventilation de la mine et comme sortie de secours. Le puits no. 2 sert

à la production et à la sortie de l’air de la mine. Abcourt possède tous les équipements requis pour les

opérations de la mine. Roche a utilisé des ressources mesurées, indiquées et présumées pour son plan

d’exploitation. Au 9 mai 2012, le total de toutes les ressources était de 1 596 145 tonnes avec une

teneur de 6.36 g/t d’or avec une teneur de coupure de 3.45 g/t d’or. Lorsqu’elle aura atteint le stade

de production, la mine produira 630 tonnes de minéralisation avec des chantiers selon la méthode de

chambre et pilier et 12 tonnes de roche stérile provenant du développement. Un total de 150 000

tonnes de minéralisation seront extraites annuellement et transportées à une usine de traitement à

forfait.

Présentement, a mine Elder possède tous les équipements requis. Les ressources en date du 31

mai 2018 sont indiquées dans ce rapport. La mine produit environ 11 000 tonnes par mois. Le

minerai est transporté à l’usine Géant Dormant qui appartient à Abcourt pour y être traité.

16.1.2 DÉFINITIONS ET INTERPRÉTATION

Dans ce rapport le terme « ressource minérale » a la signification attribuée par l’Institut Canadien des

Mines, de la Métallurgie et du Pétrole telle que décrite dans le CIM « Definition Standards on Mineral

Resources and Mineral Reserves » adaptée par le Conseil du CIM.

L’étude PEA de Roche incorpore des ressources présumées qui sont considérées comme trop

spéculatives géologiquement pour avoir une considération économique qui les qualifieraient à titre

de réserves minérales. Il n’est pas certain que toutes ou une partie des ressources minérales seront

converties en réserves. De plus, il n’est pas certain que les conclusions du rapport PEA seront réalisées.

Le terme « ressources minérales potentiellement extraites » n’indique pas que ces ressources sont des

réserves. Elles indiquent plutôt qu’elles pourraient être extraites.


51

Contrairement à Roche qui a inclus des ressources présumées dans son évaluation, Abcourt n’a pas

inclus de ressources présumées dans ses ressources potentiellement récupérables. Ces dernières

ne contiennent que des ressources mesurées et indiquées.

16.1.3 HYPOTHÈSES

Les hypothèses utilisées par Roche, dans le PEA de 2012, ne sont plus pertinentes.

Abcourt a débuté l’exploitation commerciale en janvier 2016. La méthode de minage est chambre

et pilier. Le plan de soutènement dans les chantiers a été établi par Golder Associates en 1986.

Golder a recommandé des piliers de 3m x 3m et des chambres de 12m maximum. Pour être plus

sécuritaire, nous utilisons des chambres de 6m. Dans les chantiers, pour le soutènement, des

boulons de 2m ou lorsque le terrain est mauvais des «rebars » de 2m avec résine sont utilisés. De

plus, un grillage 4’’x 4’’ avec des fils #9 est utilisé au toit et sur la partie supérieure des piliers. Lors

d’une inspection en 2014, Golder a recommandé du soutènement additionnel pour les piliers.

Toutes ces recommandations sont suivies à la lettre.

16.2.1 PLAN DE D’EXTRACTION

Description du cycle de d’extraction actuel : :

1. Une galerie est excavée en suivant la veine. Cette galerie donne accès au chantier et sert

pour transporter la minéralisation et les fournitures du chantier.

2. Les points de soutirage sont à angle droit avec la galerie, à 12 m d’intervalle.

3. Les lignes d’eau, d’air et de courant électrique de même que la ligne électrique pour le

dynamitage, ainsi qu’un ventilateur et des conduits de ventilation sont amenés au chantier.

4. A partir des points de soutirage, des cheminées sont excavées jusqu’au chantier pour sortir

la minéralisation.

5. Dans le chantier, un espace est excavé pour permettre l’installation d’un treuil racleur.

6. Dans le chantier, l’extraction de minerai débute par l’avancement d’une galerie et, par la

suite, des enlevures sont prises. Il y a généralement un décalage de 6 m entre le front

d’attaque de la galerie et l’enlevure.

7. Un chantier peut avoir plusieurs panneaux qui avancent en alternance. Ceci permet aux

équipes de foreurs de travailler dans un panneau tandis qu’une équipe de marinage

«raclage» travaille dans un autre panneau.

8. Le toit du chantier et le haut des piliers sont soutenus avec des boulons de 2 m ou des

«rebars» de 2 m ou des cables cimentés avec de la résine lorsque le terrain est mauvais. De

plus, un grillage de 4’’ x 4’’ est mis en place.

9. Dans une première passe, la récupération est de 85%. Lors de l’exploitation, pour être

certain d’extraire toute la minéralisation, il faut prendre un peu de stérile. Si on ne prend

que 0,15 m de stérile, en bas et en haut d’une zone minéralisée de 1,8 m, on obtient 15%

de dilution. De plus, des variations fréquentes de pendage amène aussi une certaine

quantité de stérile. A cela s’ajoute la variation des teneurs dans les veines et lors des

sautages dans les zones faillées, il peut y avoir du surcassage (overbreak). Tous ces facteurs

contribuent à une dilution apparente d’environ 40%. Nous n’attribuons pas de teneur à la

dilution.


52

Les travers-bancs et galeries ont 2.43 mètres de large et 2.74 mètres de haut. Une cheminée de 1.8

mètre x 1.5 mètre communique entre le point de tirage et le bas du chantier. Le matériel extrait est

raclé dans les points de chargement et est chargé dans des wagons sur rails avec une chargeuse à

bascule.

Figure 16.1 Coupe typique d’un chantier

16.2.2 TAS DE MINERAI ET DE ROCHE STÉRILE À LA SURFACE

Les hypothèses de Roche sont basées sur l’accumulation de minerai durant la période de dégel et

aussi l’accumulation en lots du minerai avant l’expédition à une usine de traitement à forfait.

Depuis l’acquisition d’une usine de traitement par Abcourt, il n’est plus nécessaire d’accumuler la

minéralisation en tas, sauf en petite quantité en fin de semaine.

La roche stérile est accumulée sur le site, en attente d’être vendue. Si elle n’est pas vendue, une aire

d’entreposage est disponible.


53

Figure 16.2 Plan d’un chantier en exploitation

16.2.3 PUITS

L’excavation du puits N°2 a commencé en 1951. Par la suite, il a été approfondi par étape, la

dernière étant en 1987 pour atteindre une profondeur de 797 mètres. C’est le puits de production.

Il est équipé de deux bennes pour monter la minéralisation et la roche stérile et d’une cage pour le

service. Les bennes ont une capacité de 2.8 tonnes.


54

Dernièrement, lors d’une interruption de production de deux semaines, nous avons remplacé les

huit premiers sets de boisage et 20 mètres du passage d’homme. Le passage d’homme doit être

remplacé jusqu’au fond du puits, cependant ces travaux pourront être faits sans interruption de

production.

16.3 TABLEAU DES RESSOURCES ET PARAMÈTRES UTILISÉS

En date du 31 mai 2018, les ressources minérales dans les catégories mesurées et indiquées étaient

comme suit :

ZONE

MESURÉE

INDIQUÉE

MESURÉE + INDIQUÉE

ONCES

D’OR

(On) TONNES TENEUR TONNES TENEUR TONNES TENEUR

(métriques

)

(g/t) Au (métriques) (g/t) Au (métriques) (g/t) Au

ELDER

VEINE 1 32 607 5,09 159 502 6,91 192 109 6,60 40,755

VEINE 2 5 343 5,36 75 957 6,39 81 300 6,32 16,516

VEINE 3 0 0,00 15 321 6,27 15 321 6,27 3,088

VEINE 4 18 181 6,35 104 176 6,26 122 357 6,28 24,691

VEINE 6 0 0,00 52 739 6,53 52 739 6.53 11,077

SOUS-TOTAL 56 131 5,52 409 695 6,57 463 826 6,45 96,126

TAGAMI 0 0,00 174 258 6.22 174 258 6.22 34,848

TOTAL:

56 131

5.52

581 952

6,47

638 083

6.38

130,974

Ressources mesurées et indiquées d’Elder et de Tagami

Les paramètres techniques utilisés ont été :

Densité : 2,70 t/m3, épaisseur minimum : 1,8 m

Teneur de coupure minimum : 3,45 g/t Au

Teneur des coupures des hautes valeurs : 31,1 g/t Au

Le total des ressources de catégories mesurées et indiquées de la mine Elder et du projet

Tagami est montré dans le tableau de la page précédente. On estime ces ressources à 638

083 tonnes à une teneur de 6,38 g/t Au.


55

De plus, les ressources présumées totalisent 547 746 tonnes à une teneur de 5,48 g/t Au.

Voir ci-dessous.

ZONE

PRÉSUMÉE

ONCES

D’OR

(On)

TONNES TENEUR

(métriques) (g/t Au)

ELDER

VEINE 1 119 276 5.41 20 749

VEINE 2 75 051

43 847

5.70 13 755

VEINE 3 43 847 5.37 7 571

VEINE 4 103 169 7.89 25 920

VEINE 6 39 908 5.36 6 877

SOUS-TOTAL 380 251 6.12 74 872

TAGAMI 167 495 5.48 29 510

TOTAL: 547 746 5.93 104 382

Ressources présumées d’Elder et de Tagami

Les paramètres techniques utilisés pour le calcul des ressources présumées sont les mêmes

que ceux utilisés pour le calcul des ressources minérales mesurées et indiquées décrites

précédemment.

Note : Les ressources présumées ne sont pas considérées en ce moment dans notre

estimation. Il est toutefois raisonnable de s’attendre à ce que la majorité des ressources

minérales présumées soit convertie en ressources mesurées ou indiquées suite à des

travaux d’exploration.

RESSOURCES AVEC UN POSSIBILITÉ RAISONNABLE D’ÊTRE ÉVENTUELLEMENT EXTRAITES

ÉCONOMIQUEMENT

RESSOURCES

MINÉRALES

MESURÉES ET

INDIQUÉES

RESSOURCES

MINÉRALES

RÉCUPÉRÉES À

85%

DILUTION 40%

RESSOURCES

TELLES QU’INDIQUÉES

CI-DESSUS

TONNE TENEUR

g/t

TONNE TENEUR

g/t

TONNE TENEUR

g/t

TONNE TENEUR

g/t

MESURÉES 56 131 5,52 47 711 5,52 19 084 0,0 66 795 3,94

INDIQUÉES 407 695 6,57 346 541 6,57 138 616 0,0 485 157 4,69

TOTAL 463 826 6,45 394 252 6,32 157 700 0,0 551 952

4,51

Voici la définition de ressources de ICM:

« Une ressource minérale est une concentration de matériaux dans l’écorce terrestre ayant un intérêt

économique avec une forme, une teneur ou qualité et quantité avec une possibilité raisonnable d’être éventuellement extraite économiquement. La location, quantité, teneur ou qualité, continuité et autres


56

qualifications géologiques d’une ressource minérale sont connues, évaluées et interprétées à partir d’évidences géologiques et connaissances, incluant l’échantillonnage. »

16.4 OPÉRATIONS MINIÈRES

16.4.1 FORAGE ET DYNAMITAGE

L’avancement des galeries et des cheminées ainsi que l’extraction de ressources dans les chantiers

se fait par forage et dynamitage. Le patron de forage reste le même que celui utilisé précédemment.

Les explosifs utilisés sont l’Amex en sacs et le Nonel en bâton. Les détonateurs sont électriques.

Dans toutes les places de travail, un sautage doit se faire chaque jour.

16.4.2 ÉQUIPEMENT MINIER NÉCESSAIRE

Dans les chantiers, le matériel sauté est amené vers le bas par un grattoir tiré par un treuil, soit à

l’air comprimé dans certains cas, mais électrique dans la plupart des cas. Dans les points de

soutirage, ce matériel est chargé dans des wagons sur rails avec une chargeuse à bascule. Les

wagons sont tirés par une locomotive à batterie.

Dans son rapport de 2012, Roche a fourni une longue liste des équipements requis qu’il serait inutile

de répéter.

Actuellement, à la mine Elder, presque tous les équipements nécessaires sont disponibles, sauf un

«Long Tom» à trois bras pour forer dans les galeries et un camion à la surface pour sortir la roche

stérile.

16.4.3 VENTILATION Le puits N°1 a été creusé en 1944. C’est un puits incliné à 43 degrés. Ce pendage correspond

approximativement au pendage de la zone minéralisée dans les niveaux supérieurs de la mine. Par

conséquent, un puits incliné permet de garder au minimum la distance à parcourir pour rejoindre

la zone minéralisée.

Ce puits est utilisé présentement pour la ventilation de la mine et comme sortie de secours par de

échelles.

Le ventilateur principal avec un moteur de 100 HP a des palettes ajustables pour contrôler le débit

d’air. En hiver, l’air est chauffé avec des brûleurs au propane. L’air après avoir circulé dans la mine

remonte à la surface via le puits N°2. A l’intérieur de la mine, l’air est dirigé avec des ventilateurs

secondaires et dans certains cas avec des portes pour contrôler la distribution de l’air dans la mine.

La galerie inclinée, planifiée pour l’accès aux niveaux 1 et 2, aura son propre système de ventilation.

C’est en arrosant le matériel sauté qu’on évite d’avoir de la poussière.

16.4.4 POMPAGE DE L’EAU DE LA MINE


57

Le système de pompage est en place. À chacun des niveaux 8 et 15, il y a un bassin de sédimentation

et deux pompes stationnaires Mather and Platt avec des moteurs de 125 à 150 HP. Au fond du

puits il y a une pompe submersible de 13 HP qui pompe l’eau dans le bassin de sédimentation du

niveau 16 et de là l’eau est pompée de nouveau jusqu’au bassin du niveau 15, avec une pompe

submersible de 13 HP.

16.4.5 MAIN-D’ŒUVRE

Tel qu’indiqué par Roche dans son rapport de 2012, la méthode de minage utilisée à Elder est

rarement utilisée en Abitibi. De plus, la demande pour des mineurs est présentement très forte. La

formation est un besoin constant.

Depuis décembre 2017, la mine fonctionne avec un horaire de 5/2 (5 jours de travail de 8 heures

du lundi au vendredi) pour les services et pour les mineurs qui le désirent et un horaire de 7/7 (soit

7 jours de travail de 10 heures suivis de 7 jours de congé) pour les autres. La plupart des mineurs

sont sur cet horaire. Donc, la première équipe de 7 jours est suivie par une deuxième équipe de 7

jours, de sorte qu’il y a production 7 jours par semaine. Les foreurs sur cet horaire sont toujours de

jour. Les marineurs sont de jour et de nuit. L’horaire 7/7 exige plus d’employés parce que les

employés ne travaillent en moyenne que 35 heures par semaine, au lieu de 40 heures. Donc, une

augmentation de 13% de la main d’œuvre est nécessaire. De plus, la réduction de la largeur des

chambres de 12 à 6 mètres exige plus d’avancement sous forme de galerie et par conséquent réduit

la quantité de matériel produit par jour. Par ailleurs, les règlements en prévention d’accident en

vigueur sont plus sévères qu’auparavant et exigent plus de temps des mineurs, donc moins de

production. Comme les mineurs d’expérience sont rares, nous devons engager de jeunes employés

et les former. Ces derniers prennent jusqu’à six mois avant d’atteindre un niveau de production

acceptable. Malgré tout, la productivité d’Elder se compare avantageusement avec celles des mines

de cette taille en Abitibi.

Ci-dessous, un tableau comparatif du nombre de cadres:

Description Estimation de

Roche (2012)

Actuel

Abcourt (2018)

Gérant 1 1

Comptables 1 1

Ressources Humaines et Santé Sécurité 1 1

Magasinier 1 1

Secrétaire administrative 1 1

Géologue et techniciens 4 3

Arpenteurs 2 2

Directeur technique et ingénieur minier 2 2

Surintendant de la mine 1 1

Contremaitres: mine, mécanique et surface 4 7

Gardiens 0 5

Sous-Total Administration 18 25

Tableau 16.4.5.1 Nombre d’employés cadres estimés (2012) et actuels (2018)

Ci-dessous, un tableau comparatif des employés payés à l’heure:


58

Description Estimation de

Roche (2012)

Actuel

Abcourt (2018)

Journaliers sous terre 2 2

Préposés à la cage 5 8

Opérateurs de treuil 3 5

Electriciens 2 1

Mécaniciens, Soudeurs 3 8

Journalier surface 1 1

Construction sous terre 2 2

Mineurs de galerie et cheminée 8 6

Mineurs de chantier 27 52

Transport du matériel 9 8

Sous-total payés à l’heure 62 93

Total main-d’oeuvre 80 118

Tableau 16.4.5.2 Total des employés à taux horaire et cadres estimés (2012) et actuels (2018)

Tel qu’indiqué précédemment dans l’horaire 7/7, le programme de formation et les panneaux

réduits de 12 m à 6 m exigent plus d’employés. De plus, l’estimation de Roche faite avant que la

mine ne soit ouverte n’était peut-être pas très précise.


59

16.5 SÉQUENCES DU DÉVELOPPEMENT ET DE L’EXPLOITATION

En 2012, Roche a préparé une séquence de développement et d’exploitation qui ne s’applique plus

aujourd’hui puisque nous avons déjà extrait plus de 400 000 tonnes de minéralisation aurifère

depuis le commencement des travaux souterrains en mai 2013.

Les données accumulées à ce jour, par l’extraction minière de 431 868 tonnes dans l’ensemble des

chantiers sur les niveaux 9 à 5 ont améliorées la connaissance du gisement. L’incertitude concernant

la continuité, la dilution et les variations locales de la minéralisation est moins prononcée mais

toujours présente.

Il est certain qu’il y aura toujours du développement, de la préparation de nouveaux chantiers en

remplacement de ceux en fin de vie tout au long de la vie de la mine. Dans un horizon de deux à

trois ans, il est prévu de développer les niveaux quatre (4) et trois (3) afin d’accéder aux ressources

minérales sur ces niveaux. Simultanément, le développement de nouvelles galeries, la préparation

de nouveaux chantiers et l’exploitation des chantiers en production continueront sur les niveaux

cinq (5), six (6), huit (8) et neuf (9) jusqu’à leur épuisement.

Tel qu’indiqué précédemment, les mineurs de production travaillent sur un horaire de sept (7) jours

de dix (10) heures suivis de sept (7) jours de congé. Au cours des derniers mois, environ 11 000

tonnes ont été extraites par mois.

Les travaux de réhabilitation et d’excavation de la partie manquante de la sortie de secours du

niveau 9 au niveau 14, suivis de l’installation d’une ventilation adéquate sur ces mêmes niveaux et

pour les futurs niveaux 15 et 16, se réaliseront en même temps que les travaux sur les niveaux

supérieurs. Il y aura transfert progressif des équipes des niveaux supérieurs vers les niveaux

inférieurs à mesure que les chantiers du haut arriveront en fin de vie. Les piliers de couronne en

surface seront pris en dernier, avant la fermeture de la mine.

17. MÉTHODE DE RÉCUPÉRATION À L’USINE

Roche a fait la description des différents essais de laboratoire qui ont été faits dans le passé et

évalué la récupération de l’or à 94% dans des usines de traitement à forfait dans la région. Ces

renseignements ne sont plus utiles parce que depuis août 2016, l’usinage de la minéralisation Elder

se fait à l’usine Géant Dormant qui appartient à Abcourt. L’usine a une capacité de traiter de 700 à

750 tonnes par jour. L’or et l’argent sont récupérés par le procédé de charbon en pulpe. La

récupération de l’or est près de 97%. La capacité de l’usine est amplement suffisante pour traiter

toute la production de la mine Elder.


60

18. INFRASTRUCTURES

La mine a tous les bâtiments et équipements requis pour son opération. Ces infrastructures sont

les suivantes :

- Chevalement de 33 mètres avec silos permettant d’extraire 3 150 tonnes de minéralisation et

900 tonnes de roche stérile par semaine.

- Une chambre de treuil avec un treuil à deux tambours de 1,83 mètre de diamètre et de largeur

ainsi qu’un moteur de 350 HP.

- Une chambre de compresseurs ayant deux compresseurs Gardner Denver avec des moteurs

de 500 HP chacun. De plus, il y deux compresseurs Ingersoll Rand à l’extérieur avec chacun un

moteur de 300 HP.

- Un bâtiment de service de 25 x 40 mètres abritant un atelier, un magasin, un séchoir et

quelques bureaux.

- Un bâtiment de 12 x 25 mètres pour le bureau administratif.

- Un bassin de sédimentation de 0,56 hectares pour l’exhaure de la mine.

- Une sous-station électrique avec une capacité de 5 500 Kva ainsi que tous les accessoires de

distribution électrique sur le site.

- Il y a, de plus, des pompes, ventilateurs, un chargeur sur roues et quelques véhicules routiers.

Figure 18.1 Plan de surface de la mine Elder (Bérubé, 2006)


61

Figure 18.2 : Photos de installations de surface en 2012; bâtiments principaux, carothèque, salle du

treuil et sous-station électrique.

19. ÉTUDES DE MARCHÉ ET CONTRATS

Les lingots d’or coulés à l’usine Géant Dormant sont envoyés à la Monnaie Royale Canadienne pour

y être affinés.

L’or et l’argent affinés sont ensuite transférés à Auramet, un courtier en métaux de New York, pour

y être vendus sur le marché international. Le prix de l’or est variable. Au cours des derniers douze

(12) mois, il a varié de 1 211$ US à 1 355$ US l’once.

Le taux de change du dollar américain en dollar canadien varie constamment. De juillet 2017 à juillet

2018, le taux le plus bas a été de 1,21 et le sommet atteint a été 1,34.

Abcourt n’utilise pas de stratégie pour la vente de l’or. Nous avons un contrat avec la Monnaie

Royale Canadienne pour l’affinage de l’or et de l’argent. Nous avons aussi un contrat avec un

courtier en métaux pour la vente de l’or et de l’argent.

Nous croyons que ces contrats correspondent aux normes du secteur.


62

20. ÉTUDES ENVIRONNEMENTALES, PERMIS ET IMPACTS SOCIAUX

20.1 ÉTUDES ENVIRONNEMENTALES

Dans son rapport de 2012, Roche a décrit les différentes études environnementales qui ont été

faites depuis 1985 et celles qui restent à faire. Pour plus de détails consultez le site internet de Sedar

(https://www.sedar.com).

20.2 ROCHE STÉRILE, MINÉRALISATION ET EXHAURE

La roche stérile et la minéralisation d’Elder ne sont pas générateurs d’acide. Au contraire, la

minéralisation a un facteur de neutralisation de 3,5 ou plus tandis que la roche stérile a un facteur

de neutralisation de l’ordre de 17. L’exhaure de la mine est d’environ 500 m3/jour. Il ne contient

pas d’éléments nocifs ni toxiques. Les égouts domestiques sont traités dans une fosse septique

avec un champ d’épuration.

Il y a entreposage de roche stérile en surface en attente d’être vendue. A défaut d’être vendue, une

aire d’entreposage est prévue à cet effet.

Toutes ces informations ont été fournies lors de la demande du certificat d’autorisation de 2012.

20.3 PERMIS

Un certificat d’autorisation a été accordé à Abcourt pour la mine Elder en avril 2013. Une

modification a été faite en février 2018 pour inclure le bail minier #1045 (en demande).

En novembre 2017, un nouveau certificat d’autorisation a été accordé pour la construction d’une

digue à l’intérieur du bassin de sédimentation.

En décembre 2017, une mise à jour du plan de restauration du site minier a été déposée. Elle a été

acceptée le 1er août 2018.

Le dépôt requis pour la mine Elder a été déposé. Le coût de la fermeture est près de 500 000$.

Étant situé à l’intérieur de la ville de Rouyn-Noranda, nous croyons que tous les bâtiments, sauf le

chevalement et les silos, seront recyclés c’est-à-dire utilisés à d’autres fins après la fermeture de la

mine.

Un permis général d’explosif a été accordé le 18 mars 2014. Lors de l’ouverture d’un niveau

souterrain, un permis d’entreposage sur ce niveau est demandé.

La concession minière #363 a été accordée le 27 décembre 1947. Elle couvre la partie supérieure

de la mine, du 10e niveau à la surface. Le bail minier #1029 a été accordé le 22 mai 2015. Il couvre

l’extension est de la concession minière #363. Le bail minier #1045, couvrant la partie inférieure de

la mine, a été accordé le 10 août 2018.

https://www.sedar.com/


63

20.4 ACCEPTABILITÉ SOCIALE

La mine Elder existe depuis les années 1940. La population locale est donc familière avec la présence

de cette mine sur son territoire. Même au cours des périodes de fermeture de la mine, il y avait

souvent des travaux de forage faits sur le site.

Tous les travaux d’exploitation sont souterrains. Il n’y a pas d’usine de traitement ni de parc à

résidus sur le site de la mine. Présentement, il y a environ 120 employés qui travaillent à la mine.

La circulation des employés, des fournisseurs et le transport de la minéralisation n’entrave

aucunement la circulation locale.

La Compagnie a présenté son projet à la ville de Rouyn-Noranda et aux comités concernés. La Ville

a approuvé ce projet sous réserve d’éviter la circulation des camions aux heures d’entrée et de

sortie des écoles, ce qui a été fait.

La Compagnie a également signée une entente avec le Club de ski-de-fond d’Évain concernant

certaines pistes qui traversent notre propriété.

Les activités minières ont augmenté d’une façon importante le développement domiciliaire du

secteur Evain de la municipalité de Rouyn-Noranda. La présence de la Compagnie est bien acceptée.

21. COÛTS D’INVESTISSEMENT ET OPÉRATIONNELS

21.1 COÛTS EN CAPITAL

En 2012, Roche a fait une estimation détaillée des coûts en capital. Les coûts en capital incluaient

l’achat d’équipement, les aires d’entreposage, les galeries, le coût de fermeture et les dépenses

indirectes.

Il est certain qu’il y aura toujours du développement, de la préparation de nouveaux chantiers en

remplacement de ceux en fin de vie tout au long de la vie de la mine. Dans un horizon de deux à

trois ans, il est prévu de développer les niveaux 4 et 3 afin d’accéder aux ressources minérales sur

ces niveaux. Simultanément, le développement de nouvelles galeries, la préparation de nouveaux

chantiers et l’exploitation des chantiers en production continueront sur les niveaux 5, 6, 8 et 9

jusqu’à leur épuisement.

Tel qu’indiqué précédemment, les mineurs de production travaillent sur un horaire de 7 jours de 10

heures suivi de 7 jours de congé. Au cours des derniers mois, environ 11 000 tonnes ont été extraites

par mois.

Les travaux de réhabilitation et d’excavation de la partie manquante de la sortie de secours du

niveau 9 au niveau 14, suivis de l’installation d’une ventilation adéquate sur ces mêmes niveaux et

pour les futurs niveaux 15 et 16, se réaliseront en même temps que le minage des niveaux

supérieurs. Il y aura transfert progressif du minage des niveaux supérieurs vers les niveaux inférieurs

à mesure que les chantiers du haut arriveront en fin de vie. Les piliers de couronne en surface seront

pris en dernier, avant la fermeture de la mine.


64

Tel qu’indiqué précédemment, le potentiel de minéralisation économique de la mine Elder est bon.

La Compagnie s’attend à trouver de nouvelles ressources mesurées et indiquées par des forages,

par la réhabilitation des anciennes galeries, par l’avancement de nouvelles galeries et par la

conversion de ressources présumées en ressources mesurées ou indiquées. Voir ci-dessous une

estimation des travaux requis pour l’exploitation des ressources mesurées et indiquées :

Tableau 21.1 Comparaison entre les coûts en capital estimés

(2012) et réalisés durant l’année fiscale 2017-2018

Les travaux souterrains ayant débuté en mai 2013, presque tous les équipements ont déjà été

achetés et les aires d’entreposage sont en place.

En 2012, Roche n’avait prévu le développement que de deux galeries, soit une galerie au niveau 15

et une galerie inclinée pour avoir un accès aux niveaux 1, 2 et 3.

La Compagnie a plutôt jugé nécessaire de percer plusieurs nouvelles galeries pour avoir accès aux

zones minéralisées. De plus, il était souvent nécessaire de réparer et d’élargir les anciennes galeries

pour faciliter le transport de la minéralisation de même que de percer des cheminées et construire

des points de déversement pour les wagons.

Selon Roche, les coûts indirects comprennent les assurances, la formation et les pièces de rechange.

Abcourt utilise les coûts actuels et ces dépenses sont incluses soit dans les charges administratives,

soit dans les coûts d’exploitation.

Imprévus

Roche a inclus une provision de 25% pour les imprévus dans ses coûts. Cette provision n’est pas

nécessaire pour Abcourt puisque la Compagnie utilise les coûts actuels qui comprennent tous les

imprévus.

Fermeture

Le coût de fermeture, évalué à près de 498 000$, a récemment été approuvé par le ministère de

l’Énergie et des Ressources Naturelles du Québec. À la date du rapport, un dépôt de garantie de

498 000 $ a été versé au MERN afin de couvrir les frais de fermeture du site minier.

Monnaie

Tous les montants sont en $ canadiens.

Roche 2012 Abcourt 2018

Équipement 830 000 200 000

Aires d’entreposage 158 000 0

Développement 1 548 000 9 517 000

Coûts indirects 960 000 0

Infrastructures 0 375 000

Forage diamant 0 500 000

Coût de fermeture 450 000 0

Imprévus (25%) 986 000 0

Total Dépenses en Capitaux 4 932 000 10 592 000

DescriptionCoûts en capitaux


65

Taxes et douane

Il n’y a pas de taxes ni de frais de douane d’inclus dans ces estimations.

Augmentations des prix

Il n’y a pas de provision pour l’augmentation des prix.

Coûts à la tonne des dépenses en capital

Les coûts à la tonne des dépenses capitales pour les ressources mesurées et indiquées minables

sont évalués à 19,19$

21.2 COÛTS OPÉRATIONNELS

Les coûts opérationnels couvrent les coûts de l’opération minière, le transport, l’usinage à l’usine

Géant Dormant, les redevances, et les charges administratives.

Lors de l’exercice de douze mois terminé le 30 juin 2018, les coûts opérationnels ont été comme

suit :

Description Coût / tonne Coût annuel total

(en $ Can) (en $ Can)

Coût d’exploitation minière 178,02 20 109 000

Redevances 6,89 778 000

Charges (administration) 6,33 715 000

Total des coûts opérationnels 191,24 21 602 000

Tableau 21.2.1 Coûts opérationnels pour l’année fiscale 2017-2018

Nombre de tonnes usinées : 112 957

Coût opérationnel total par tonne usinée : 191,24$

Pour l’extraction des ressources mesurées et indiquées restantes, les paramètres suivants ont été

utilisés:

- Tonnes extraites par année : 130 000 ±

- Coût d’extraction : 191,24$

- Onces d’or produites par année : 18 300 ±

- Vie de la mine : 4,25 ans

- Main-d’œuvre requise : 130

Roche, en 2012, a donné des estimations détaillées de salaire pour l’administration et l’exploitation

minière. Ces informations ne sont plus pertinentes. Les salaires payés par Abcourt sont confidentiels

et, compte tenu de l’intense compétition pour la main-d’œuvre qui existe en Abitibi, il serait

imprudent de publier des informations détaillées à ce sujet.


66

Voici un sommaire des coûts de la main-d’œuvre:

Description Main-d'œuvre Coût annuel

($ / année)

Employés payés à l’heure 94 7 027 000

Cadres et salariés 26 1 824 000

Total coûts de main-d’œuvre 120 8 851 000

Tableau 21.2.2 Coûts de main-d’œuvre pour l’année fiscale 2017-2018

Charges (administration)

Les charges administratives comprennent les honoraires professionnels (avocat, comptables, etc.),

la restauration des sites, les salaires et les charges sociales, les frais de bureau, la publicité, les

logiciels et internet, les charges de désactualisation et les relations avec les investisseurs.

Électricité

L’électricité est fournie par Hydro-Québec avec une ligne de 25 000 volts. La demande varie selon

les saisons et est en moyenne d’environ 1 860 KW. La facturation comprend deux volets, soit la

demande et la consommation. Quand on additionne les deux, le coût est de l’ordre de 0,07$ / KWH

pour un total d’environ 710 000$ par année.

Coût d’usinage

Comme Abcourt est en compétition avec d’autres usines de la région pour faire du traitement à

forfait, la Compagnie ne peut pas publier ses coûts. La Compagnie croit qu’ils sont comparables à

ceux d’autres usines de la région ayant une capacité de traitement semblable.

Coût de transport de la minéralisation de la mine Elder à l’usine Géant Dormant

Le coût de transport de la minéralisation de la mine Elder à l’usine de traitement Géant Dormant

ne peut être publié parce que le contrat doit rester confidentiel. Lorsque nous avons demandé des

propositions, nous avons accepté la meilleure offre reçue.

22. ANALYSE ÉCONOMIQUE

22.1 GÉNÉRALITÉS

Une analyse économique préliminaire a été préparée sur le modèle de la valeur nette actualisée

(VAN). Ce modèle est construit sur la base d’un dollar constant. Il n’y a pas de provision pour

l’inflation ni pour les impôts à payer. La mine est présentement en exploitation et elle est sans

dette. Le taux de rentabilité interne n’a pas été utilisé dans ce rapport puisque la mine est déjà en

opération et il n’y a pas eu d’investissement initial.


67

22.2 HYPOTHÈSES

Les hypothèses utilisées sont indiquées dans le tableau 22.2. L’analyse de sensibilité est faite pour

des variations de prix de l’or de 10% en plus ou en moins.


Prix de l’or $US / once 1 230

Taux de change Can / US 1,30

Taux d’escompte % par année 8

Tableau 22.2 Hypothèses économiques de base

Royautés

Le coût des royautés est déjà incorporé dans les coûts opérationnels.

22.3 MODÈLE FINANCIER ET RÉSULTATS

Le sommaire des hypothèses techniques est donné dans le tableau ci-dessous. Un revenu total à la

mine de 124 M$ est prévu, soit 224,74$ par tonne. Les dépenses en capital requises au cours de

l’exploitation sont de 10,6 M$, soit 19,19$ par tonne de ressources mesurées et indiquées minables.


Ressources mesurées et indiquées minables Tonnes 551 953

Taux d’extraction annuel Tonnes usinées / an 130 000

Vie de la mine Années 4,25

Teneur de la minéralisation g/t Au 4,51

Récupération à l’usine de l’or % 97

Production totale d’or par année Onces 18 300

Valeur nette récupérable $ Can / tonne 224,74

Coût opérationnel total par tonne $ Can / tonne 191,24

Affinage de l’or $ Can / once 1,31

Tableau 22.3.1 Hypothèses techniques utilisées aux fins de calcul de l’analyse financière

Les coûts opérationnels sont de 191,24$ par tonne pour un total de 105,4 M$ incluant les

redevances de 6,89$ par tonne pour un total de 3,8 M$. Un fonds de roulement pour couvrir environ

un mois de production, soit près de 2,5 M$ est nécessaire. Ce montant était déjà disponible au 30

juin 2018.


68

L’analyse financière indique un flux de trésorerie net de 7,9 M$ avant et de 4,2 M$ après impôt. La

valeur nette présente escomptée à 8% est de 6,5 M$ avant et de 3,5 M$ après impôt.

Description Évaluation de base

($ Can)

Revenus escomptés tirés des ventes de lingots d'or 124 000 000

Dépenses en capital encourues lors de l’exploitation 10 600 000

Dépenses opérationnelles totales incluant les redevances 105 600 000

Flux de trésorerie net avant impôts 7 900 000

Flux de trésorerie net après impôts 4 200 000

Tableau 22.3.2 Estimation du flux de trésorerie pour les quatre (4) prochaines années

22.4 TAXES ET IMPÔTS

La Mine Elder est assujettie aux impôts fédéral et provincial et aux impôts miniers du Québec.

L’impôt sur le revenu est calculé conformément aux législations fédérales et provinciales. Le taux

d’impôt sur le revenu fédéral est de 15 % et le taux d’impôt provincial est :

− 2017 11,8 %;

− 2018 11,7 %;

− 2019 11,6 %;

− 2020 11,5 %

L’impôt en vertu du droit minier au Québec est calculé conformément à la loi sur l’impôt minier du

Québec modifiée en 2014. Selon le nouveau régime d’impôt minier un exploitant doit payer à titre

de droit minier le plus élevé d’un impôt minimum progressif établi en fonction de la valeur de la

production à la tête du puits et de l’impôt minier progressif sur les profits annuels.

Le nouvel impôt sur le profit annuel se calcul selon un taux progressif variant de 16 % à 28 %

(remplaçant le taux unique de 16 % de l’ancienne loi), déterminés en fonction de la marge

bénéficiaire de l’exploitant:

− Marge bénéficiaire jusqu'à 35% : 16%;

− Marge bénéficiaire de 35% à 50% : 22%;

− Marge bénéficiaire de 50% à 100% : 28%

On constate que, selon le nouveau régime, une entreprise ayant une marge bénéficiaire élevée

paiera un impôt sur le profit annuel plus élevé.

L’impôt minier minimum progressif correspond à 1 % des premiers 80 millions $ de la valeur de la

production à la tête du puits et de 4 % à l’égard de la valeur de la production à la tête du puits

excédant les premiers 80 millions $.


69

22.5 ANALYSE DE SENSIBILITÉ

Une analyse de sensibilité a été réalisée basée sur les hypothèses économiques et techniques

présentées aux sections 22.2 et 22.3 afin d’évaluer l’impact de la variation des dépenses capitales,

des coûts d’opérations et du prix de l’or sur la valeur nette du projet escompté à 8 %. Chacune des

variables est analysée distinctement. L’analyse a été réalisée suivant des variations selon un

intervalle de ±30% par tranche de 10% pour les trois variables.

Graphique 22.4.1 Impacts de la variation des dépenses, des coûts d’opération ou du prix de l’or sur la

Valeur Nette Présente (NPV)

Selon l’analyse réalisée, la valeur nette présente ne semble pas affectée d’une façon importante par

une augmentation ou une diminution des coûts en capital. De fait, l’axe des capex est presque

horizontal ce qui démontre que la variation de ce paramètre à peu d’effet sur la valeur nette

présente. La proportion des coûts en capital (moins de 1%) par rapport à l’ensemble des coûts est

peu importante ce qui explique le fait qu’une variation de ces coûts à un faible impact sur la valeur

nette. Elle est plus sensible à une variation des coûts d’opération (Opex) et du prix de l’or.


70

Graphique 22.4.2 Impacts de la variation de la teneur de la minéralisation aurifère sur la Valeur

Nette Présente (NPV)

La valeur nette présente est également sensible à la teneur de la minéralisation aurifère. Une hausse

de 10% de la teneur soit jusqu’à 5 g/t augmenterait le flux de trésorerie net avant impôt de 15 M$

et donnerait une valeur présente nette d’environ 11,9 M$. L’objectif de production pour les

prochains mois est d’augmenter le teneur à environ 5 g/t. Lors du dernier trimestre de l’exercice

2018, soit avril, mai et juin la teneur moyenne pondérée a été de 4,81 g/t. Notre objectif au cours

des prochains mois est d’avoir 5,0 g/t d’or à l’usine.

Ce graphique et le graphique précédent montrent des variations importantes du prix de l’or, des

coûts opérationnels et de la teneur de la minéralisation. La réalité devrait être beaucoup moins

accentuée.

23. PROPRIÉTÉS ADJACENTES

SECTEUR NORD (TAGAMI)

Le secteur Tagami couvre l'extension en surface des veines N°1 et 2 du gisement Elder et quatre (4)

indices aurifères supplémentaires dont la zone West Gold (WG). La partie centrale de la zone WG

est située à environ 2,3 km au nord-nord-ouest du puits N°2 de la mine Elder.

On observe que la minéralisation économique y est plutôt erratique et surtout observable entre les

points de jonction de la faille avec les deux principales veines subhorizontales que l'on retrouve de

part et d'autre d’une faille normale orientée N35°E ayant un pendage de 55-60° vers le SE. La faille

s'épaissit vers le sud et les teneurs de plus de 3 g/t Au y sont quasi inexistantes.

La minéralisation aurifère peu profonde est ouverte latéralement le long de la faille principale. Son

potentiel en profondeur reste à établir.


71

SECTEUR EST

Les anciens gisements de cuivre-zinc de Corbet (Globex) et de Waite-Amulet (Glencore) bordent la

limite est du pluton de Flavrian. Comme la propriété Elder-Tagami chevauche elle-même le contact

sud-est entre le pluton de Flavrian et les volcanites du Groupe de Blake-River, le secteur présente

un certain potentiel de découverte en métaux de base.

Figure 23. Indices aurifères de la propriété Elder-Tagami


72

24. AUTRES DONNÉES ET INFORMATIONS PERTINENTES

24.1 ZONE CDR

Cette structure aurifère, localisée près de la surface, est située à ±750 mètres au SSO du puits N° 2

de la mine Elder. L'auteur a examiné tous les documents relatifs à la zone CDR au cours d'une visite

sur le site de la mine. Le document clé est un rapport de SNC Inc. qui a été rédigé en 1980 par M.

Charles Veilleux pour C.D.R.

Les ressources indiquées et présumées de la zone CDR totalisent 54 420 tonnes titrant 6,02 g/t Au

à une teneur de coupure de 3,45 g/t Au. Les ressources indiquées sont de 4 172 tonnes titrant 16,49

g/t Au et des ressources présumées se chiffrent à 50 248 tonnes titrant 5,15 g/t Au.

Tableau 24.1 : Ressources minérales indiquées et présumées de la zone CDR

Un bloc de minerai "prouvé" était délimité par trois trous forés par Tagami en 1968 et CDR en 1980.

Ce bloc mesure 30 mètres de long, 21 mètres dans le pendage et il aurait une épaisseur vraie de

2,5 mètres. Il a été reclassé dans la catégorie des ressources indiquées par l’auteur en 2012.

Les 50 248 tonnes calculées dans la catégorie "probable" par SNC indiquent que la zone CDR peut

atteindre une certaine extension latérale bien que les teneurs y semblent moins uniformes. Ce

minerai "probable" a aussi été reclassé dans la catégorie des ressources présumées par l’auteur en

2012.

Comme la zone CDR est un indice de surface qui n’est pas relié aux infrastructures de la mine Elder

et que sa position géographique rend difficile une exploitation via une rampe de surface, les auteurs

pensent que cette zone n’a pas d’intérêt économique immédiat. Par conséquent, la zone CDR n’a

pas été incluse dans l’estimation des ressources du présent rapport. Elle reste cependant une cible

d’exploration intéressante de par sa proximité avec la faille Mouilleuse.

24.2 VEINE N°7

Les observations faites par M. Eugène Gauthier, ingénieur en géologie, indiquent qu’une autre

structure fortement altérée, sous-jacente et parallèle à la veine N° 1, a été intersectée par des

forages au diamant. Dénommée veine N°7, cette structure aurifère ne contient pas de

minéralisation économique dans les quelques sondages qui l’on intersectée. Il s’agit cependant

d’une cible intéressante qui mérite qu’on y consacre des travaux d’exploration.



CDR 4 172 16,49 2,50 50 248 5,15 1,83 54 420 6,02 1,88

INDIQUÉ PRÉSUMÉ TOUTES CATÉGORIES

ZONE


73

25. INTERPRÉTATION ET CONCLUSIONS

La mine Elder est un producteur d'or d’où on a extrait plus de 2,4 millions de tonnes de minerai

depuis 1947. La majorité de ce minerai provient de la veine N°1, une structure de 650 mètres de

longueur s’étendant de la surface au 14e niveau de la mine. Le présent calcul confirme que des

ressources potentiellement minables sont présentes à proximité du puits N° 2.

M. Jean-Pierre Bérubé (co-auteur), a déjà été impliqué dans de précédentes estimations de

ressources minérales concernant la propriété Elder-Tagami. Ces informations figurent dans trois

documents rédigés en anglais intitulés: "NI 43-101 RESOURCES EVALUATION REPORT FOR THE ELDER

PROJECT" daté du 5 septembre 2006 et du 7 juillet 2009 ainsi que "NI 43-101 RESOURCES EVALUATION

REPORT FOR THE ELDER AND TAGAMI PROPERTIES" daté du 9 mai 2012. Une version complète de chaque

rapport est disponible sur le site internet de SEDAR (www.sedar.com).

Tel que demandé par Abcourt, une estimation des ressources minérales et des ressources

potentiellement minables de la propriété Elder-Tagami a été préparée en 2018. Conformément à

la demande du Règlement 43-101, un examen exhaustif des données a été réalisé par les auteurs

afin d’en vérifier la validité.

Selon notre évaluation, les ressources mesurées et indiquées du gisement Elder et du secteur

Tagami totalisent 638 100 tonnes à une teneur de 6,4 g/t Au. Les ressources mesurées sont estimées

à 56 100 tonnes @ 5,5 g/t Au et les ressources indiquées sont de 582 000 tonnes @ 6,5 g/t Au. Les

ressources présumées totalisent 547 750 tonnes @ 5,9 g/t Au. À elles seules, les ressources

mesurées et indiquées de la mine Elder sont de 463 825 tonnes @ 6,5 g/t Au desquelles des

ressources potentiellement minables, estimées à 552 000 tonnes @ 4,5 g/t Au, ont été calculées

(tableau 16.3.2).

Les auteurs estiment que les probabilités de trouver des ressources supplémentaires sont

excellentes compte tenu du fait que la veine principale n’a pas été circonscrite par des forages au

diamant en profondeur et latéralement.

26. RECOMMANDATIONS

La mine Elder est un producteur d'or ayant une capacité d’exploitation de 600 tonnes de minerai

par jour. La mine est en production commerciale depuis janvier 2016 et les infrastructures existantes

donnent accès aux niveaux inférieurs qui restent à être explorés.

La présente étude nous permet de faire certaines constatations :

1. La plupart des ressources délimitées à l’intérieur du BM 1045 sont situées au niveau 14. Des

travaux de réhabilitation au niveau 14 permettraient la cartographie, l’échantillonnage et la

préparation de chantiers dans le cadre d’une planification à moyen terme (12-18 mois),

2. À partir de travaux d’aménagement, ce niveau pourrait servir de plate-forme de forage afin

de définir de nouvelles ressources à proximité du puits N°2 et de réaliser des forages

d’exploration en direction de la faille Mouilleuse, de l’indice C.D.R. et le contact sud du batholithe

de Flavrian avec des volcanites.


74

26.1 Définition des ressources géologiques sous le niveau 14

Pour les raisons énumérées plus haut, l’auteur recommande un programme de forage ayant un

coût minimum de 1 M$;

Après avoir réhabilité le travers-banc du niveau 14 et une partie de sa galerie de développement,

deux travers-bancs ayant chacun 55 mètres de longueur seront pratiqués dans l’éponte supérieure.

Au bout de chaque travers-banc, des stations de forage seront installées afin d’explorer la veine

N°1 sous le niveau 14 avec un patron de forage en quinconce.

Tableau 26.1 : Budget proposé pour le programme de forages souterrains

Le coût global de forage au diamant de diamètre BQ est estimée à 90$ par mètre foré comprenant

les coûts connexes (personnel technique et géologique, échantillonnage, analyse, suivi du protocole

QA/QC et arpentage des trous). La réhabilitation du travers-banc nécessitera l’installation de câbles

électriques pour le bon fonctionnement de la foreuse à diamant.

Suite à ces forages, l’auteur recommande également de procéder à une révision des coûts de

production en fonction des points suivants;

- des nouvelles ressources minérales qui seront possiblement définies par forage,

- de la distance grandissante de halage du minerai qui augmente avec la profondeur,

- de la teneur du minerai après dilution dans le dyke mafique en sachant qu’une faille

majeure parcours l’éponte supérieure de la veine,

- du nombre minimum de tonnes de minerai requis afin de couvrir les coûts de

développement et de production sur chacun des niveaux.

La minéralisation ne remplissant pas ces critères de profitabilité économiques devront être

réévalués à l’aide de forages supplémentaires ou sur la base d’une méthode d’exploitation plus

efficace.

26.2 Programme d’exploration au niveau 14

Étant donné la grande qualité des cibles de forages présentes aux environs de la mine Elder, la

Société devrait opter pour un programme de forage plus agressif qui représente un budget de

2 M$.

/ m Total

Réhabilitation du travers-banc 480 1 800 384 000

Réhabilitation de la galerie 90 1 1 500 135 000

Travers-bancs éponte supérieure 115 2 2 200 253 000

Trous souterrains (diam. BQ) 1 100 18 90 99 000

Sous-Total: 871 000

Éventualités (15%) 130 650

Total: 1 001 650

Description Mètres QtésCoûts en $ Can


75

Après avoir réhabilité le travers-banc du niveau 14, celui-ci serait poursuivi sur une distance de 90

mètres en direction sud-sud-est à 170°. De là, une galerie d’exploration de 90 mètres sera foncée

vers l’ouest parallèlement à la galerie principale. Quatre stations de forage espacées de 30 mètres

permettront de définir les ressources au niveau 15. Une station de forage sera installée au bout de

cette galerie afin de forer en direction de cibles d’exploration dont voici l’ordre de priorité;

Cible 1 : l’extension en profondeur de la veine N°1 au point de rencontre avec les roches

volcaniques (rhyolite et andésite),

Cible 2 : la faille Mouilleuse ou de toute structure à parallèle susceptible d’être rencontrée (faille

Silidor) en direction sud-ouest. De plus, la station permettrait de forer en direction de la Zone

CDR (54,000 tonnes à 6,0 g/t Au) qui n’est connue qu’en surface,

Cible 3 : le côté ouest du dyke de diabase où quelques trous de surface ont intersecté une

structure aurifère semblable à la veine N°1.

Description Mètres Qtés Coûts en $ Can

/ m Total

Réhabilitation du niveau 14 480 1 800 384 000

Galerie d’exploration 180 1 2 200 396 000

Trous de définition au niveau 15 1 450 18 80 116 000

Trous horizontaux cibles 1, 2 et 3 3 300 5 90 315 000

Sous-Total: 1 193 000

Extension du travers-banc 110 1 2 100 231 000

Trous d'exploration niveaux 16 à 18 3 500 15 90 315 000

Éventualités (15%) 260 850

Total: 2 000 000

Tableau 26.2 : Budget optionnel proposé pour le programme d’exploration souterrain

Le tableau 26.2 montre les dépenses qu’entraînerait un tel programme. Le fonçage de la galerie

d’exploration permet de forer 1 450 mètres afin d’évaluer la puissance et la teneur de la veine N°1

sous le niveau 14. Les trous horizontaux qui seront forés à partir de la station installée au bout de

la galerie permettront de valider la présence de minéralisation aurifère associable aux failles Silidor

et Mouilleuse. Finalement, une réserve de 3 500 mètres de forage sera allouée au suivi des

meilleures intersections rencontrées sur les cibles 1, 2 et 3 ainsi qu’à des forages entre les niveaux

16 et 18 dans l’extension en profondeur de la veine N°1. Les quelques 8 250 mètres de forage

proposés représentent 36% des dépenses totales encourues pour réaliser un tel programme

d’exploration.


76

27. RÉFÉRENCES

RAPPORTS PUBLICS ET INTERNES

BEAUDRY, C., 2013. Contrôle de la qualité en exploration minière et vérification de laboratoire

(QAQC). Comité d’éducation continue de l’ICM de Rouyn-Noranda, Québec.

BÉRUBÉ, J.-P., 2009. NI 43-101 Resources Evaluation Report for the Elder Project, Beauchastel

Township, Quebec, Canada (NTS: 32D/06). Report presented in July 2009 to Abcourt Mines Inc.

BÉRUBÉ, J.-P., 2012. NI-43-101 Resources Evaluation Report for the Elder and Tagami Properties,

Beauchastel and Duprat Townships, Québec, Canada (NTS: 32D/06). Report presented in May 2012

to Abcourt Mines Inc.

CARTER, G.S., 2003. Mining Proposal for the 4th to 14th Levels of the Elder Mine. Internal report

made by Broad Oak Associates for Tom Exploration Inc., July 2003.

COXON, C.H., SICHEL, H.S., 1959. Quality control of routine mine assaying and its influence on

underground mine evaluation. Journal of the South African Institution of Mining and Metallurgy

Volume 59, 489-517.

DIMROTH, E., IMREH, L., ROCHELEAU, M. and GOULET, N. 1982. Evolution of the south-central part

of the Archean Abitibi belt, Quebec. Part I: stratigraphy and paleogeographic model,

Canadian Journal of Earth Sciences, v. 19, p. 1729-1758.

DUPONT, J.D.C., 1996. Development and Production Study – Elder Mine Project. Internal Report

prepared in February 1996 by Mining/Civil Engineering Services for Elder Mine Newco Inc.

ENVIRONNEMENT CANADA, Section des mines, 2014. Évaluation sommaire de la performance des

mines de métaux assujetties au Règlement sur les effluents des mines de métaux en 2012. No de

catalogue : En49-15/22F-PDF. 255 pages.

GALLEY, A.G., Van BREEMEN, O. 2002. Timing of synvolcanic magmatism in relation to base-metal

mineralization, Rouyn-Noranda, Abitibi, volcanic belt, Quebec. Geological Survey of Canada.

Natural Resources Canada.

GAULIN, R., 1988. Gîtologie de l’or de la mine Elder, canton Beauchastel, Abitibi, Québec. Mémoire

de maîtrise, École Polytechnique, Département de Génie Minéral. 181 pages et 5 cartes.

GÉLINAS, L., TRUDEL, P. ans HUBERT, C. 1984. Chemostratigraphic division of the Blake River

Group, Rouyn Noranda area, Abitibi, Québec; Canadian Journal of Earth Sciences, v. 21, p.

220-231.

GOLDER ASSOCIÉS, TOD, J., 2014. Elder Mine Underground Site Inspection. Rapport interne

préparé en avril 2014. 8 pages, 5 annexes.


77

GOODWIN, A.M., RIDLER, R.H. 1970. The Abitibi orogenic belt. Dans Precambrian basins and

geosynclines of the Canadian Shield, éditeur: A.J. Baer. Geological Survey of Canada, Paper 70-40,

p.1-30.

HINSE, R., 1995. Projet de réouverture de la mine Elder. Report prepared in June 1995 for Abcourt

Mines Inc.

HINSE, R., 2002. Mining Proposal for the 4th to 14th Levels of the Elder Mine. Internal Report

prepared in May 2002 for Aunore Mines Inc.

HOFMANN, E.L., CLARCK, J.R., YEAGER, J.R., 1998. Gold Assaying and Alternate Methods. Exploration

Mining Geology, Vol. 7, pp155-160.

HODGSON, C.J., 1993. Mesothermal Lode Gold Deposits; in “Mineral Deposit Modeling.” Geological

Association of Canada, Special Paper 40, pp 635-678.

JÉBRAK, M., MARCOUX, É., 2008. Géologie des ressources minérales. Document publié par Géologie

Québec (MRNF), 667 pages.

L’ÉCUYER, N., 1997. Mine Elder - Projet d’exploration et de mise en valeur pour l’exercice 1997-98.

Internal Report, October 1997.

LEGAULT, E., GAGNON, G., 2004. Elder Mine Evaluation Report. Internal report prepared in March

2004 for Beaufield Consolidated Resources Inc.

LUDDEN, J., HUBERT, C. et GARIÉPY, C. 1986. The tectonic evolution of the Abitibi greenstone belt

of Canada. Geological Magazine, 123: 153-166.

MORTENSEN, J.K., 1993. U-Pb geochronology of the Eastern Abitibi Subprovince, part 2; Noranda-

Kirkland Lake area; Canadian Journal of Earth Sciences, v. 30, p-29-41.

MRB et Associés Inc., 2006. NI 43-101 Resources Evaluation Report for the Elder Project presented

in August 2006 to Les Mines Abcourt Inc. by J.-P. Bérubé, P. Eng.

RICHARD, M.G., 1998. Evolution of the Flavrian Pluton and its Association with the VHMS Deposits

and Granitoid-Hosted of the Noranda Cauldron, Rouyn-Noranda, Québec. Ph.D. Thesis, Université

de Montréal.

ROBERT, F., 1995. Filons de quartz-carbonates aurifères, dans Géologie des types de gîtes minéraux

du Canada. Commission Géologique du Canada, pp 387-405.

ROCHE Ltd, Consulting Group, 2012. NI 43-101 Report entitled “Preliminary Economic Assessment

Report on the Elder Mine Project”. Submitted to Abcourt Mines Inc and prepared by seven (7)

engineers. 117 pages.

SNC Inc., 1980. Report on the Results of the Geophysical Surveys and Diamond Drilling Program

executed on the Beauchastel Property – Beauchastel Twp. Prepared by C. Veilleux for C.D.R.

Resources Inc.


78

SNC Inc., 1989. Update of Mining and Milling Study. Internal Report prepared in July 1989 for

Aunore Resources Inc.

TRUDEL, P., HOY, L., GAULIN, R., LAO, K., 1991. Géologie de la mine Elder, canton de Beauchastel,

Région de Rouyn-Noranda. MB 91-09, Gouvernement du Québec, Ministère de l’Énergie et des

Ressources, Service géologique du Nord-Ouest. 117 pages.

URSTM of Rouyn-Noranda, 2012. Essais minéralurgiques sur le minerai Elder – Report PU-2011-08-

648. Prepared by J. Lelièvre, P. Eng., M. Sc., pour Mines Abcourt Inc. 15 pages, 2 appendices.

VALLÉE, M. et al,. 1992. Guide to the Evaluation of Gold Deposits. CIM Special Volume 45.

GM 06495 McGregor, J.G., 1940. Extract from Report. 1940. 3 pages.

GM 36876 Rapport de la campagne d’exploration 1980 de SOQUEM, Projet Halliwell 10-907.

Contains 3 diamond drill logs. 164 pages, 24 cartes.

GM 61203 Revised Technical Report on the Measured and Indicated Resources at the Elder Mine

Project. Mines Abcourt Inc., 2003, 35 pages.

GM 65467 23 journaux de sondages au diamant, Propriétés Elder et Tagami, Mines Abcourt Inc.,

2010. Holes L10-01 @ L10-03, T10-02 @ T10-15, T10-16A, T10-17, T10-18, T10-20, T10-28 @ T10-

33. 138 pages.

DV 84-06 Rapport des Géologues Résidents – 1983. Rive, M, Latulippe, M, Gobeil, A, Duquette, G,

Marcoux, D, Vallières, A. 1984. 158 pages.

DV 92-07 Gîtologie des gisements d’or filoniens du district de Rouyn-Noranda – 1993. J._F.

Couture and P. Pilote. 151 pages.

DV 94-01 Rapport des Géologues Résidents sur l’Activité Minière Régionale. Verpaelst, P,

Dussault, C, Morin, R, Globensky, Y, Rive, M, Doyon, M, Gaudreau, R. 1994. 188 pages.

RP 205 INGHAM, W N, ROSS, S H., 1945. Mining Properties and Development in Abitibi and

Temiscamingue Counties during 1945. Quebec Dept of Mines. 70 pages.

RP 227 INGHAM, W N, ROBINSON, W G, ROSS, S H., 1949. Terrains miniers et travaux de mise en

valeur dans les comtés d’Abitibi et de Témiscamingue en 1946 et en 1947. 202 pages.

COMMUNIQUÉS DE PRESSE (disponibles sur SEDAR: www.sedar.com)

ABCOURT MINES INC., 43-101 Update report on Elder and Tagami gold resources shows

a substantial increase. April 25, 2012.

ABCOURT MINES INC., Preliminary Economic Assessment Report on Elder. October 24,

2012.

ABCOURT MINES INC., Abcourt receives the certificate of authorization to proceed with

the development of the Elder gold mine. April 18, 2013.

http://www.sedar.com/


79

ABCOURT MINES INC., Restoration plan for Elder gold mine approved and new

resources found at west end of mine below 8th level. July 15, 2013.

ABCOURT MINES INC., Abcourt signs a custom milling agreement with Aurbec Mines Inc.

a wholly-owned subsidiary of Maudore Minerals Ltd. August 16, 2013.

ABCOURT MINES INC., Substantial progress made in mine development at the Elder gold

mine during the July 2013 – June 2014 period. August 25, 2014.

ABCOURT MINES INC., Abcourt signs a six-month milling contract with QMX Gold

Corporation. November 17, 2014.

ABCOURT MINES INC. Abcourt signs a formal custom milling agreement with Richmont

Mines Inc. July 15, 2015.

MINES ABCOURT INC. Une extension de six mois du contrat d’usinage à forfait a été

signée par Abcourt et Mines Richmont Inc. 8 février 2016.

.

MINES ABCOURT INC. Abcourt atteint la production commerciale à la mine Elder. 1er

mars 2016.

MINES ABCOURT INC. Abcourt fait l’acquisition de l’usine de traitement et de la mine

Géant Dormant. 4 mars 2016.

MINES ABCOURT INC. Démarrage avec succès de l’usine Géant Dormant, 7 décembre

2016.

MINES ABCOURT INC. Abcourt annonce un programme de forage de surface de 5 000 à

7 000 mètres à la mine Elder, 29 août 2017.

MINES ABCOURT INC. Le forage den surface à la mine Elder à intersecté d’excellentes

valeurs en or, 15 février 2018.


80

ANNEXE I

LISTE DES TITRES MINIERS


81

PROPRIÉTÉ ELDER

Item Titre Statut Hectares Rang Lot Expiration Crédits

1 CM 363 Actif 94,47 10 49 0 $

2 BM 1029 Actif 6,77 10 52 2035-05-21 0 $

3 CL 4154481 Actif 20,82 10 46 2019-05-31 0 $

4 CL 4154482 Actif 3,57 10 47 2019-05-31 0 $

5 CL C007021 Actif 10,42 10 37 2019-09-07 0 $

6 CL C007022 Actif 15,24 10 37 2019-09-07 0 $

7 CL C007023 Actif 10,75 10 37 2019-09-07 0 $

8 CL C007024 Actif 14,83 10 36 2019-09-07 0 $

9 CL C007025 Actif 17,78 10 36 2019-12-17 0 $

10 CL C007031 Actif 19,30 10 35 2019-12-17 0 $

11 CL 3708341 Actif 19,40 9 51 2019-01-22 118 100 $

12 CL 3708342 Actif 19,82 9 52 2019-01-22 112 804 $

13 CL 3708343 Suspendu 21,32 10 53 2019-01-22 127 562 $

14 CL 3708351 Actif 50,11 9 49 2019-02-12 0 $

15 CL 3708352 Actif 40,75 9 48 2019-02-12 0 $

16 CL 3708361 Actif 23,90 9 50 2019-01-22 53 907 $

17 CL 3708362 Actif 20,77 10 50 2019-01-22 403 772 $

18 CL 3708363 Actif 21,56 10 52 2019-01-22 40 796 $

19 CL 3708811 Suspendu 20,99 10 49 2019-02-12 69 197 $

20 CL 3708812 Actif 21,55 10 48 2019-02-12 18 780 $

21 CL 3708813 Actif 22,18 10 47 2019-02-12 18 780 $

22 CL 3708814 Actif 21,07 10 46 2019-02-12 18 780 $

23 CL 3719161 Actif 40,83 9 54 2019-05-14 0 $

24 CL 3719162 Actif 40,84 9 53 2019-05-14 0 $

25 CL 4131471A Actif 2,67 10 52 2020-10-22 13 456 $

26 CL 4131471B Actif 0,97 10 52 2020-10-22 4 888 $

27 CL 4131471C Actif 1,73 10 51 2020-10-22 5 687 $

28 CL 4131471D Actif 0,31 10 51 2020-10-22 1 019 $

Total: 604,72 hectares 1 006 509 $


82

PROPRIÉTÉ TAGAMI

Item Titre Statut Hectares Rang Lot Expiration Crédits

1 CL 85321 Actif 9,2 2 54 2019-03-05 0 $

2 CL 85322 Actif 20 2 53 2019-03-05 84 781 $

3 CL 85323 Actif 19,4 2 52 2019-03-05 17 983 $

4 CL 85324 Actif 20 2 51 2019-03-05 220 863 $

5 CL 85343 Actif 20 2 50 2019-04-11 195 637 $

6 CL 4150421 Actif 40 1 50 2019-04-13 374 956 $

7 CL 4150422 Actif 40 1 49 2019-04-13 44 100 $

8 CL 4150431 Actif 40 1 52 2019-04-13 0 $

9 CL 4150441 Actif 40 1 54 2019-04-13 0 $

10 CL 4150442 Actif 40 1 53 2019-04-13 0 $

Total: 288,6 hectares 938 320 $


83

ANNEXE II

REDEVANCES PAYABLES


84

Titre Aire Redevance Au profit de

CL 007021 10,42

2% N.S.R. First Quantum Minerals

CL 007022 15.24

CL 007023 10.75

CL 007024 14.83

CL 007025 17.78

CL 007031 19.30

CL 3708341 19.40

2% N.S.R. Décochib Inc.

CL 3708342 19.82

CL 3708343 21.32

CL 3708351 50.11

CL 3708352 40.75

CL 3708361 23.90

CL 3708362 20.77

CL 3708363 21.56

CL 3708813 22.18

CL 3708814 21.07

CL 3719161 40.83

CL 3719162 40.84

CL 3708811 20.99 2% N.S.R. Iamgold Corp.

CL 3708812 21.55

CL 4131471 7.66 1% N.S.R. Succession Vézina

CL 4131472 4.23 2% N.S.R. Décochib Inc.

CL 4154481 20.82 1,5% N.S.R. Claude Chabot

CL 4154482 3.57 1% N.S.R. Ressources La Pause Inc.

MC 363 94.47 1% N.S.R.

2% N.S.R.

Succession Vézina

Décochib Inc.


85

ANNEXE III

RÉSULTATS DE CONTRE-ANALYSES

FORAGES 2017-2018


86

No. échant. GD Original ALS-

Chemex QA/QC ALS Commentaires

59201 0,20 0,01

59220 0,12 0,16

59240 1,12 0,79

59260 0,06 0,10

59280 0,00 0,09

59300 0,03 0,02

59320 13,01 15,45

59340 0,03 0,02

59360 0,03 0,017 0,027 Doublon

59380 0,00 0,01

59399 0,03 0,08

59400 0,02 0,27

59420 0,79 1,23

59440 0,61 0,64

59460 0,05 0,12

59480 7,84 7,92

59720 0,02 0,11

59730 0,03 0,02

59760 0,00 0,04

59780 0,17 0,04

59800 0,01 0,11

59880 0,20 0,39

59900 0,00 0,08

59920 0,12 0,15

59960 0,00 0,02

174020 0,01 0,02

174103 2,16 2,63

174120 0,00 0,02

174130 0,00 0,000 0,016 Doublon

174140 2,43 1,21 Valeur aberrante (outlier)

Étalons

OREAS 503c 0,706 g/t Au 0,698

G913-10 6,96 g/t Au 7,09

SP59 18,15 g/t Au 18,12


87

ANNEXE IV

RÉSULTATS DE CONTRE-ANALYSES

FACES DE TRAVAIL ET DE WAGONS


88

No. échant. GD Original ALS-Chemex QA/QC Commentaire

- 3,17 3,32 Doublon Convoyeur 5

F18441 3,25 3,72

F18484 36,56 NSS Matériel insuffisant

F21728 12,30 9,52

F21821 4,49 3,95

F21823 2,50 1,66

F21925 15,21 11,88

F21952 7,37 6,16

F21960 0,88 1,24

F21990 10,57 11,00

F22003 3,14 4,10

F22015 2,19 3,96

F24282 - 7,05 OxN92

F24436 18,70 19,00

F24485 41,29 34,40

F24511 4,79 3,72

F24564 5,25 7,47

M18228 4,14 3,80

M18253 1,22 1,83

M18314 4,85 4,47

M18411 - 4,74 SL77

M18437 9,11 7,64

M18465 19,21 9,26 Valeur aberrante (outlier)

M18476 7,70 7,29

M18526 4,39 5,16

M18584 1,32 1,21

M18597 9,93 7,86

M18623 3,09 2,93

- - 7,73 OxN92

- - 3,45 HSILK2

- - 6,03 SL51

OxN92 7,643 g/t Au

SL77 5,181 g/t Au

HSIK2 3,474 g/t Au

SL51 5,909 g/t Au

NSS Matériel insuffisant


89

ANNEXE V

GLOSSAIRE DES

TERMES TECHNIQUES ET

ABRÉVIATIONS UTILISÉES


90

GEStion des TItres Miniers (Gestim)

Il est un site géo référencé qui offre un accès direct au registre des droits miniers et de l'immobilier

dans la province de Québec.

Titre minier (cellule)

Un titre minier est une autorisation ministérielle qui confère à son titulaire un droit exclusif de deux

ans pour explorer un territoire désigné pour toutes les substances minérales qui font partie du

domaine public. Il peut être obtenu par désignation sur carte qui est désormais la principale

méthode d'acquisition d'une cellule ou par jalonnement sur des terres qui ont été désignées à cet

effet.

Ministère de l’Énergie et des Ressources naturelles du Québec (MÉRN)

Le MÉRN est un organisme gouvernemental qui a pour mission de promouvoir l'acquisition de

connaissances et d'assurer le développement et l'utilisation optimale des ressources terrestres, de

l'énergie, de la foresterie et de minéraux pour le bénéfice de toute la population.

Redevances (Royalties)

Une redevance est un paiement qui doit avoir lieu de manière régulière, en échange d'un droit

d'exploitation minière.

Net Smelter Returns (NSR)

Un rendement net de fonderie, communément appelé un NSR, est une structure de redevance par

laquelle le propriétaire de la redevance reçoit un pourcentage de la valeur nette de la production

de minerai d’une exploitation minière.

Système d’Information Géo Minière (SIGÉOM)

La base de données SIGÉOM de la province de Québec donne accès à tous les produits géo

scientifiques géo-référencés du secteur des mines. Elle permet de savoir ce qui est disponible pour

chaque feuillet NTS couvrant le Québec et d’en faire la commande moyennant un paiement.

Trondhjémite (et intrusions reliées)

La trondhjémite est de loin la roche intrusive la plus commune du batholite de Flavrian. Son

apparence et la taille des grains (1-7 mm) sont variables. La roche montre une prédominance de

plagioclases (albite ou oligoclase), ≥20% de quartz, ≤10% de feldspaths potassiques et ≤10% de

minéraux ferromagnésiens.

Unité de Recherche et de Services en Technologie Minérale (URSTM)

L’URSTM est une équipe de 25 scientifiques, professionnels, techniciens et étudiants diplômés de

haut niveau, spécialisée dans les domaines de l'évaluation commerciale du potentiel minier, du

minerai, du traitement de minerai et de l'environnement de l'exploitation minière.


91

ABRÉVIATIONS UTILISÉES

Les données proviennent de sources différentes qui ont été utilisées dans l'élaboration de ce

rapport. Le système impérial a été utilisé localement par l'auteur afin d’éviter les comparaisons

trompeuses. Les chiffres exprimés milliers sont séparés par une virgule (",") et nombre décimaux

sont séparés par un point ("."). A titre d'exemple, "12,345.67" doit être lu "douze mille trois cent

quarante-cinq" les décimaux étant après le point.

°C Degré Celsius oz Once Troy

g Gramme oz/st Once par tonne courte

ha Hectare g/t Gramme par tonne (métrique)

kg Kilogramme ppb Partie par billion

km Kilomètre ppm Partie par million

masl Mètre au-dessus de la mer st Tonne courte

m Mètre t Tonne métrique = tonne

mm Millimètre $ Dollard Canadien

' Pied " Pouce

Facteurs de conversion utilisés pour les mesures

1 pouce = 25.4 mm 1 mm = 0.3937 inch

1 pied = 0.305 m 1 m = 3.28083 foot

1 mille = 1.609 km 1 km = 0.6214 mile

1 acre = 0.405 ha 1 ha = 2.471 acre

1 acre = 4046.825 m2 1 ha = 0.01 km2

1 once = 31.103 g 1 g = 0.03215 oz

1 once = 1.097 oz (avdp) g/t = 0.0291 oz/st

1 tonne courte = 0.907 t t = 1.102 ton (short)

Autres abréviations

Au = or Cu = cuivre

Ag = argent Zn = zinc

Hp = horse power KVa = kilovolts


92

Annexe VI

RESSOURCES MINÉRALES

PAR NIVEAU

DE TOUTES CATÉGORIES

Pages 1 à 12: VEINES DANS LA CONCESSION MINIÈRE 363 (ELDER)

Pages 13 et 14: VEINES AU SUD DE LA CM 363 (BM 1045 - ELDER)

Page 15: RESSOURCES DE LA ZONE WEST GOLD (TAGAMI)


93

VE

INE

1(À

L'O

UE

ST

DU

PU

ITS

2)

Page 1

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V1100

01-2

-18+45-2

01

3 8

99

7,8

91,9

1V

1102

01-2

-04

2 2

63

5,4

02,0

06 1

62

6,9

81,9

4V

1104

01-2

-04

2 8

30

5,4

02,0

0

Niv

ea

u 1

3 8

99

7,8

91,9

12 2

63

5,4

02,0

06 1

62

6,9

81,9

42 8

30

5,4

02,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

1202

Tro

u 8

7-2

91 9

44

4,3

51,8

0

V1204

E13-6

92 3

76

6,1

22,2

0

V1206

44-3

01 9

22

4,1

02,1

0

Niv

ea

u 2

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

06 2

42

4,9

52,0

4

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

1302

Tro

u E

10-5

01 5

52

5,9

61,8

0

Niv

ea

u 3

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

01 5

52

5,9

61,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

1400

Tro

u E

10-5

01 8

50

5,9

61,8

0

Niv

ea

u 4

00,0

00,0

00

0,0

00,0

01 8

50

5,9

61,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

0V

1502

Tro

u 0

6-2

67 4

93

8,1

73,0

07 4

93

8,1

73,0

0V

1500

Tro

u 0

6-3

09 3

66

6,6

03,7

5

V1504

Tro

u 0

6-2

44 6

66

8,6

81,8

04 6

66

8,6

81,8

0V

1506

Tro

u 0

6-2

24 5

81

7,2

02,2

5

V1506B

Tro

u 0

6-2

93 8

05

9,2

41,8

03 8

05

9,2

41,8

0

V1512

Tro

u 8

7-2

57 8

16

7,6

44,7

37 8

16

7,6

44,7

3V

1518

06-3

+06-3

21 7

71

12,3

12,4

3

V1516

Tro

u E

10-4

13 4

70

13,6

43,3

23 4

70

13,6

43,3

2

V1514

Tro

us

06

-31

+3

25 0

65

12,6

53,2

05 0

65

12,6

53,2

0

Niv

ea

u 5

00,0

00,0

032 3

14

9,5

33,1

732 3

14

9,5

33,1

715 7

18

7,4

23,1

6

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V1600

Tro

u 0

6-3

12 1

00

8,1

71,8

02 1

00

8,1

71,8

0

V1602

Tro

u 0

6-3

21 3

56

12,6

53,2

01 3

56

12,6

53,2

0

Niv

ea

u 6

00,0

00,0

03 4

56

9,9

32,3

53 4

56

9,9

32,3

50

0,0

00,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

Niv

ea

u 7

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

Niv

ea

u 8

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


94

VE

INE

1(À

L'O

UE

ST

DU

PU

ITS

2)

Page 2

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

0V

1912

Ch

. 9

-1-0

2 9

84

3,7

71,8

0

Niv

ea

u 9

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

02 9

84

3,7

71,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11002

Gal L

9+C

h 1

0-2

W1 3

53

3,9

41,8

01 3

53

3,9

41,8

0

V11006

Gal L9+

86-4

1660

6,1

91,8

0660

6,1

91,8

0

V11022

Tro

u 8

6-4

21 5

44

4,0

51,8

01 5

44

4,0

51,8

0

V11024

Tro

u 8

5-3

72 4

32

12,3

51,8

02 4

32

12,3

51,8

0

Niv

ea

u 1

00

0,0

00,0

05 9

89

7,6

31,8

05 9

89

7,6

31,8

00

0,0

00,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11102

Gal. N

10

1 4

04

3,9

41,8

01 4

04

3,9

41,8

0V

11108

Ch 1

1-1

W5 2

38

4,5

51,8

0

V11106

Gal. N

10

2 3

19

6,1

91,8

02 3

19

6,1

91,8

0

Niv

ea

u 1

10

0,0

00,0

03 7

23

5,3

41,8

03 7

23

5,3

41,8

05 2

38

4,5

51,8

0

VE

INE

1(À

L'E

ST

DU

PU

ITS

2)

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V1501

Tro

u 8

8-4

64 3

74

3,8

21,8

0

V1507

UG

3-3

01 9

44

6,8

31,8

0

V1509

E1781

1 9

44

3,7

41,8

0

Niv

ea

u 5

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

08 2

62

4,5

11,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

Niv

ea

u 6

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

0,0

00,0

0V

1701

Gal. N

64 1

86

3,6

01,8

0

Niv

ea

u 7

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

04 1

86

3,6

01,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V1801

Ch.

8-1

E2 7

22

4,3

01,8

02 7

22

4,3

01,8

0

V1803

Tro

u 8

6-5

72 7

99

6,9

81,8

02 7

99

6,9

81,8

0V

1805

Gal. N

75 4

11

4,1

61,8

0

Niv

ea

u 8

00,0

00,0

05 5

21

5,6

61,8

05 5

21

5,6

61,8

05 4

11

4,1

61,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V1901

Ch.

9-2

E3 0

28

5,2

11,8

03 0

28

5,2

11,8

0V

1903

Ch.

9-2

-E2 2

60

5,2

11,8

0

Niv

ea

u 9

00,0

00,0

03 0

28

5,2

11,8

03 0

28

5,2

11,8

02 2

60

5,2

11,8

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


95

VE

INE

1A

Page 3

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

1A

505

UG

5-1

4+

16

1 8

32

5,4

81,8

0

Niv

ea

u 5

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

01 8

32

5,4

81,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

1A

603

UG

5-1

4+

16

1 8

21

5,4

81,8

0

0

Niv

ea

u 6

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

01 8

21

5,4

81,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00

00,0

0

Niv

ea

u 7

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


96

VE

INE

2P

age 4

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V2106

01-1

-18

611

10,0

82,0

0611

10,0

82,0

0V

2100

E17-1

01

2 0

96

3,6

71,8

5

V2102

Tro

u 8

5-2

3572

7,4

42,5

3

V2110

01-1

-40

972

8,1

21,8

0972

8,1

21,8

0

V2112

01-1

-41

1 3

12

6,1

32,0

01 3

12

6,1

32,0

0

V2113

Gal N

1509

6,5

91,9

6509

6,5

91,9

6

V2115

Gal N

11 1

64

4,4

61,8

01 1

64

4,4

61,8

0

V2116

85

-24

+0

1-1

-07

3 1

47

3,8

03,3

33 1

47

3,8

03,3

3

V2128

01-1

-52

933

3,8

21,8

0933

0,0

00,0

0V

2124

01-1

-45

933

9,7

91,8

0

V2130

01-1

-28

933

8,3

81,8

0933

8,3

81,8

0

V2132

01-1

-47

615

5,9

72,0

0615

5,9

72,0

0

V2134

01-1

-29+

T1

1 3

50

5,0

72,0

0

Niv

ea

u 1

1 6

73

5,1

11,8

58 5

23

5,7

62,4

210 1

96

5,6

52,3

34 9

51

5,6

41,9

6

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V2202

E10-4

03 4

74

4,0

61,8

0

V2208

Gal N

2753

6,3

61,8

0753

6,3

61,8

0

V2209

Gal N

11 8

51

4,4

61,8

0V

2206

Gal N

21 4

15

6,3

61,8

03 2

66

5,2

81,8

0V

2214

Ch.1

-1-E

1 6

28

3,8

31,8

0

V2210

Gal N

11 0

66

6,5

91,9

6V

2211

Gal N

2689

6,3

61,8

01 7

55

6,5

01,9

0V

2216

87-1

81 3

70

4,9

31,8

0

V2212

45-6

5+

88

3 5

19

9,4

81,8

33 5

19

9,4

81,8

3

Niv

ea

u 2

3 6

70

5,4

71,8

55 6

23

8,3

11,8

29 2

93

7,1

91,8

36 4

72

4,1

91,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V2300

Tro

u E

10-3

94 3

69

5,1

31,8

04 3

69

5,1

31,8

0V

2308

45-7

0+

3-0

82 0

83

4,9

31,8

0

V2302

Gal N

2970

7,4

31,8

0970

7,4

31,8

0

V2304

Tro

u 8

7-1

74 7

17

4,7

31,8

04 7

17

4,7

31,8

0

V2306

Tro

u 4

5-7

02 5

00

4,7

01,8

32 5

00

4,7

01,8

3V

2312

45

-70

+E

10

-38

2 2

45

5,5

02,3

2

V2310

Tro

u E

10-3

86 0

08

6,0

32,8

06 0

08

6,0

32,8

0V

2316

87-1

83 0

09

4,9

31,8

0

V2314

UG

3-0

81 0

42

5,4

92,1

01 0

42

5,4

92,1

0

Niv

ea

u 3

00,0

00,0

019 6

05

5,3

92,1

319 6

05

5,3

92,1

37 3

38

5,1

01,9

6

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

0V

2400

Tro

u E

10-1

91 6

32

11,9

92,0

01 6

32

11,9

92,0

0V

2402

45

-70

+E

10

-38

1 6

54

3,8

31,8

0

V2406

E1

0-1

9+

38

569

8,5

12,4

0569

8,5

12,4

0V

2404

E10-1

9+

38

1 9

01

8,5

12,4

0

V2408

E10-1

9+

38

1 6

77

10,0

92,2

0

V2410

E10-1

9+E17-1

14

879

6,0

92,0

0

V2412

E1

7-1

07

1 8

05

11,8

81,8

01 8

05

11,8

81,8

0V

2414

E17-1

07

847

11,8

81,8

0

Niv

ea

u 4

00,0

00,0

04 0

07

11,4

51,9

74 0

07

11,4

51,9

76 9

58

7,8

82,0

9

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


97

VE

INE

2A

Page 5

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

0V

2A

202

Tro

u E

13-6

01 5

06

31,1

01,8

01 5

06

31,1

01,8

0V

2A

200

Tro

u E

13-7

22 5

06

4,9

22,3

2

V2A

206

E13-6

0+44-3

0+E17-1

06+E13-6

8667

8,9

21,8

0

V2A

208

Tro

u E

13-6

41 9

44

3,5

71,8

01 9

44

3,5

71,8

0V

2A

218

E17-1

05

2 7

81

3,7

22,4

5

V2A

214

Tro

u E

13-6

81 9

44

4,2

01,8

01 9

44

4,2

01,8

0V

2A

210

44-3

0+E13-6

4+65

680

4,4

31,8

0

V2A

216

Tro

u E

13-7

01 1

41

5,4

51,8

01 1

41

5,4

51,8

0V

2A

212

Tro

u E

13-6

51 9

44

5,7

21,8

0

Niv

ea

u 2

00,0

00,0

06 5

35

10,4

31,8

06 5

35

10,4

31,8

08 5

78

4,9

82,1

6

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

0V

2A

302

Tro

u E

10-3

53 2

08

5,9

81,8

03 2

08

5,9

81,8

0V

2A

301

Tro

u E

10-3

51 4

58

5,9

81,8

0

V2A

305

Tro

u E

10-4

04 3

74

4,4

41,8

04 3

74

4,4

41,8

0V

2A

306

E10-4

0+

43

2 3

69

3,7

41,9

5

V2A

307

Tro

u E

10-3

32 4

23

4,4

21,8

02 4

23

4,4

21,8

0

V2A

310

Tro

u E

13-7

0803

5,4

51,8

0803

5,4

51,8

0

Niv

ea

u 3

00,0

00,0

010 8

07

4,9

71,8

010 8

07

4,9

71,8

03 8

27

4,5

91,8

9

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

2A

401

Tro

u E

10-3

31 2

14

4,4

21,8

0

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

2A

403

Tro

u E

10-3

04 3

74

3,9

31,8

0

Niv

ea

u 4

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

05 5

88

4,0

41,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

0V

2A

503

Tro

u 0

6-2

94 2

28

5,2

11,8

04 2

28

5,2

11,8

0V

2A

504

Tro

u 0

6-2

92 1

14

5,2

11,8

0

V2A

505

Tro

u E

10-4

14 0

82

7,5

61,8

0

V2A

510

87-2

2+06-2

4+06-2

71 3

61

3,4

41,8

0

V2A

511

Tro

u 8

7-2

21 9

44

6,9

21,8

0

V2A

512

UG

5-2

7+86-4

71 0

94

5,1

41,8

0

V2A

509

Tro

u 0

6-2

73 1

30

4,2

61,8

03 1

30

4,2

61,8

0V

2A

514

Tro

u 8

6-4

71 7

18

3,8

61,8

0

V2A

516

Tro

u 8

6-4

71 7

18

3,8

61,8

0

V2A

513

UG

5-2

71 4

58

5,1

41,8

01 4

58

5,1

41,8

0V

2A

517

E17-9

9+

45-7

32 9

90

8,7

51,8

0

V2A

515

Tro

u 8

6-4

73 4

35

3,8

61,8

03 4

35

3,8

61,8

0

Niv

ea

u 5

00,0

00,0

012 2

51

4,5

81,8

012 2

51

4,5

81,8

017 0

20

6,1

71,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

00,0

00,0

00

0,0

00,0

0V

2A

601

UG

5-2

7729

5,1

41,8

0

Niv

ea

u 6

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0729

5,1

41,8

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


98

VE

INE

S 2

B,

C e

t D

Page 6

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V2C

101

01-1

-08

1 5

55

9,2

02,0

01 5

55

9,2

02,0

0

V2C

103

Tr.

1+

85-3

13 1

88

9,3

64,1

03 1

88

9,3

64,1

0

Niv

ea

u 1

00,0

00,0

04 7

43

9,3

13,4

14 7

43

9,3

13,4

10

0,0

00,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V2B

203

Tro

u 4

4-1

23 4

99

4,3

81,8

0

V2B

205

Tro

u 4

4-5

14 0

82

9,6

02,1

0

V2C

105

Tro

u 4

4-5

63 8

64

4,0

52,2

93 8

64

4,0

52,2

9

V2C

107

Tro

u 4

4-5

61 6

32

4,0

52,2

9

V2C

109

Tro

u 4

4-5

61 4

78

4,0

52,2

9

V2D

113

Tro

u 4

4-5

62 8

99

7,5

52,1

3

Niv

ea

u 2

00,0

00,0

03 8

64

4,0

52,2

93 8

64

4,0

52,2

913 5

90

6,5

52,0

7

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


99

VE

INE

3P

age 7

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V3204

Tro

u 8

7-0

21944

14,3

31,8

0

V3A

206

E17-9

11944

4,8

31,8

0

Niv

ea

u 2

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

03 8

88

9,5

81,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V3302

Tro

u 4

5-6

71944

5,7

31,8

0

V3312

Gal N

3882

4,9

81,8

0882

4,9

81,8

0

V3314

Gal N

3375

4,9

81,8

0

Niv

ea

u 3

00,0

00,0

0882

4,9

81,8

0882

4,9

81,8

02 3

19

5,6

11,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V3402

Gal N

31266

4,9

81,8

01266

4,9

81,8

0

V3404

Gal N

3536

4,9

81,8

0

V3406

Tro

u 4

5-7

61976

4,2

31,8

3

V3410

Tro

u 4

5-8

11976

4,5

21,8

3

V3416

E17-8

51 9

44

10,6

31,8

01944

10,6

31,8

0

V3424

E1

7-8

5+

87

1 0

36

7,3

61,8

3

Niv

ea

u 4

00,0

00,0

03 2

10

8,4

01,8

03 2

10

8,4

01,8

05 5

25

4,9

91,8

3

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V3502E

17-8

7+

3-5

0+

5-0

71 1

00

6,1

62,0

9

V3504

3-5

0+

5-0

71 6

09

7,7

42,3

21609

7,7

42,3

2

V3508

E17-8

7657

4,2

01,8

6657

4,2

01,8

6V

3506

3-5

0+

5-0

7828

7,7

41,8

0

Niv

ea

u 5

00,0

00,0

02 2

66

6,7

12,1

92 2

66

6,7

12,1

91 9

27

6,8

41,9

7

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V3608

UG

6-2

71 9

33

3,7

72,0

4

V3612

UG

6-1

12 0

42

4,3

81,8

02042

4,3

81,8

0

V3614

Tro

u 6

-26

3 2

36

8,2

32,1

43236

8,2

32,1

4

V3616

UG

6-2

73 6

85

3,7

72,0

43685

3,7

72,0

4

V3620

UG

6-3

13 5

58

5,1

42,4

4

V3622

UG

6-1

11 2

39

4,3

81,8

0

V3624

Tro

u 0

6-2

61 9

64

8,2

32,1

4

Niv

ea

u 6

00,0

00,0

08 9

63

5,5

22,0

28 9

63

5,5

22,0

28 6

93

5,4

32,1

9

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V3802

Tro

u 8

5-0

64 3

74

5,9

51,8

0

Niv

ea

u 8

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

04 3

74

5,9

51,8

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


100

VE

INE

4P

age 9

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V4101

H1-4

B-0

71 6

54

5,1

42,2

5

V4107

45-1

15+95-1

32 3

35

5,5

63,4

42 3

35

5,5

63,4

4V

4105

H 1

-4B

-10

2 6

02

4,5

13,0

0

V4109

45-9

5, 98, 99

4 3

74

5,0

51,8

04 3

74

5,0

51,8

0

V4115

Tro

u 8

5-1

82 6

24

3,6

81,8

0

Niv

ea

u 1

00,0

00,0

06 7

09

5,2

32,3

76 7

09

5,2

32,3

76 8

80

4,3

42,3

6

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V4202

E17-7

9+

80

1 4

58

3,9

01,8

0

V4203

Tro

u 9

5-0

21 9

86

7,7

01,8

01 9

86

7,7

01,8

0V

4209E

17-8

8+

45-1

17+

127

1 6

37

5,0

22,2

8

V4205

E17-8

8+

45-1

27

3 1

73

3,8

33,5

13 1

73

3,8

33,5

1V

4217

Tro

u 4

5-8

52 1

44

5,4

91,8

3

V4207

Tro

u 4

5-8

11 9

00

5,0

81,8

01 9

00

5,0

81,8

0V

4219

Tro

u 4

5-1

11

1 4

58

4,0

31,8

0

V4221

Tro

u 4

5-1

11

1 4

58

4,0

31,8

0

V4211

45-1

15+95-1

35 3

84

5,5

63,4

45 3

84

5,5

63,4

4

V4213

Tro

u 9

5-0

43 4

72

7,1

23,9

23 4

72

7,1

23,9

2V

4225

Tro

u 4

5-1

11

1 4

58

4,0

31,8

0

V4215

Tro

u 4

5-1

17

3 4

09

5,1

41,8

33 4

09

5,1

41,8

3

V4223

Tro

u 4

5-1

11

1 9

44

4,0

31,8

01 9

44

4,0

31,8

0V

4227

Tro

u 4

5-1

11

1 4

58

4,0

31,8

0

V4229

Tro

u E

17-7

92 3

14

5,0

11,8

0

V4233

Tro

u E

17-8

62 7

15

5,7

92,1

12 7

15

5,7

92,1

1V

4231

Tro

u E

17-8

42 1

46

4,3

92,2

3

Niv

ea

u 2

00,0

00,0

023 9

83

5,5

42,7

423 9

83

5,5

42,7

415 5

32

4,5

21,9

1

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V4315

Gal. N

31 5

69

6,7

51,8

0V

4303

Tro

u 8

7-3

41 8

09

4,6

81,8

03 3

78

5,6

41,8

0V

4304

Tro

u E

17-8

23 0

03

3,4

41,8

0

V4305

Tro

u E

17-8

7964

9,2

71,8

6

V4311

Tro

u 8

7-3

52 9

18

5,4

81,8

0

V4313

Gal. N

32 1

08

6,7

51,8

02 1

08

6,7

51,8

0V

4317

Tro

u 4

5-8

5820

5,4

91,8

3

V4319

Tro

u 4

5-8

54 6

14

5,4

91,8

34 6

14

5,4

91,8

3V

4321

Tro

u 4

5-8

52 8

44

5,4

91,8

3

V4325

Tro

u E

17-8

72 6

27

9,2

71,8

62 6

27

9,2

71,8

6V

4323

E17-8

4+

87

1 9

05

6,6

12,0

5

V4327

Tro

u E

17-8

95 1

53

11,0

53,8

75 1

53

11,0

53,8

7

Niv

ea

u 3

1 5

69

6,7

51,8

016 3

11

7,9

32,4

717 8

80

7,8

22,4

112 4

53

5,4

61,8

5

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


101

VE

INE

4J (

JO

NC

TIO

N)

Page 1

1

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V4J1

03

Gal N

1+

1-8

1 3

81

5,7

32,4

4V

4J1

01

Tro

u 4

5-1

32

1 6

77

4,0

91,8

03 0

58

4,8

32,0

9V

4J1

13

Tro

u E

13-7

24 3

74

6,1

21,8

0

V4J1

05

1-0

3+

1-1

12 1

56

6,4

62,4

2V

4J1

09

Tro

u 8

5-3

11 7

53

7,1

21,8

03 9

09

6,7

62,1

4

V4J1

07

01-3

5+42+1-9

+1-1

02 9

16

8,0

31,8

0V

4J1

11

Tro

u E

13-7

32 1

83

7,3

62,9

65 0

99

7,7

42,3

0

Niv

ea

u 1

6 4

53

7,0

12,1

45 6

13

6,3

12,2

512 0

66

6,6

92,1

94 3

74

6,1

21,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V4J2

01

Gal N

1+

1-8

2 7

74

5,7

32,4

42 7

74

5,7

32,4

4

V4J2

03

Gal N

1+

1-0

61 9

95

5,3

22,6

2V

4J2

09

Tro

u 8

5-3

11 7

53

7,1

21,8

03 7

48

6,1

62,2

4V

4J2

27

Tro

u E

13-7

44 8

84

8,9

22,0

1

V4J2

11

Tro

u 4

5-1

31

6 5

34

4,8

04,4

06 5

34

4,8

04,4

0

V4J2

19

Tro

us

2-6

+4

4-5

73 2

08

5,8

03,6

03 2

08

5,8

03,6

0V

4J2

13

Gal N

1&2+1

-8&

2-5

3 1

71

5,2

82,2

2

V4J2

21

Gal N

2+Tro

u 2

-51 6

22

4,7

42,0

01 6

22

4,7

42,0

0V

4J2

17

Tro

us 2

-6+4

4-5

71 3

52

5,8

03,6

0

00,0

00,0

0V

4J2

23

Gal N

2+Tro

u 2

-51 1

56

4,7

42,0

0

V4J2

25

Tro

u E

13-7

35 0

09

7,3

62,9

65 0

09

7,3

62,9

6

Niv

ea

u 2

5 2

02

5,6

23,2

217 6

92

5,9

03,2

122 8

95

5,8

33,2

110 5

63

6,9

72,2

8

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V4J3

03

Gal N

2+Tro

u 2

-51 8

74

4,7

42,0

01 8

74

4,7

42,0

0V

4J3

01

Gal N

2+Tro

u 2

-51 2

08

4,7

42,0

0

V4J3

05

2-6

+44-5

73 2

08

5,8

03,6

03 2

08

5,8

03,6

0V

4J3

07

Tro

us 2

-6+44-5

71 9

44

5,8

03,6

0

V4J3

09

Tro

us

2-6

+4

4-5

73 2

08

5,8

03,6

0

00,0

00,0

0V

4J3

11

Gal L

2+Tro

u 2

-51 8

63

4,7

42,0

0

Niv

ea

u 3

3 2

08

5,8

03,6

01 8

74

4,7

42,0

05 0

82

5,4

13,0

18 2

23

5,4

03,0

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


102

VE

INE

6P

age 1

2

CM

363

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6101

Tro

u E

10-2

31 9

16

6,4

71,8

2

V6103

Tro

u E

10-2

21 4

73

5,3

71,8

0

Niv

ea

u 1

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

03 3

89

5,9

91,8

1

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6201

Tro

u E

10-2

33 1

70

6,4

71,8

23 1

70

6,4

71,8

2V

6207

Tro

u 0

6-0

21 7

01

3,7

01,8

0

V6203

Tro

u E

10-2

22 4

50

5,3

71,8

02 4

50

5,3

71,8

0V

6209

E10-2

2_23

1 0

79

5,9

21,8

0

V6205

Tro

u E

10-2

42 6

73

6,3

71,8

02 6

73

6,3

71,8

0

Niv

ea

u 2

00,0

00,0

08 2

92

6,1

11,8

18 2

92

6,1

11,8

12 7

80

4,5

61,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6303

Tro

u 0

6-0

22 5

52

3,7

01,8

02 5

52

3,7

01,8

0V

6301

Tro

u 0

6-0

2851

3,7

01,8

0

V6307

Tro

us 0

6-0

1+

03

4 3

74

3,9

01,8

04 3

74

3,9

01,8

0V

6305

06-0

1+

02+

03

2 0

90

3,8

11,8

0

V6311

Tro

u E

10-2

73 6

02

8,4

62,3

53 6

02

8,4

62,3

5V

6309

Tro

u E

10-2

42 9

16

6,3

71,8

0

V6313

Tro

u E

17-1

15

4 2

22

8,1

02,1

24 2

22

8,1

02,1

2

Niv

ea

u 3

00,0

00,0

014 7

50

6,1

82,0

314 7

50

6,1

82,0

35 8

57

5,0

71,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6403

87

-07

+0

6-0

53 6

94

4,9

41,8

03 6

94

4,9

41,8

0V

6401

Blc

307+

403

1 8

23

4,4

31,8

0

V6405

Tro

u 0

6-4

02 9

16

3,8

91,8

02 9

16

3,8

91,8

0V

6409

Tro

u 9

5-1

61 7

48

8,3

02,1

3

V6411

Tro

u 0

6-4

01 4

58

3,8

91,8

0

V6417

Tro

u E

10-4

51 3

10

9,1

51,8

01 3

10

9,1

51,8

0V

6419

E17-1

15+

06-4

02 3

14

6,1

71,9

6

Niv

ea

u 4

00,0

00,0

07 9

19

5,2

51,8

07 9

19

5,2

51,8

07 3

43

5,7

91,9

3

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6501

Tro

u E

10-4

51 4

91

9,1

51,8

01 4

91

9,1

51,8

0

V6503

Tro

u 8

7-0

61 8

95

8,7

91,8

01 8

95

8,7

91,8

0

V6507

Tro

u 9

5-0

82 2

31

5,1

31,8

02 2

31

5,1

31,8

0

V6511

Tro

u 9

5-1

0960

11,3

81,8

0960

11,3

81,8

0

V6515

Tro

u 9

5-1

52 0

76

7,2

61,8

02 0

76

7,2

61,8

0

Niv

ea

u 5

00,0

00,0

08 6

53

7,8

31,8

08 6

53

7,8

31,8

00

0,0

00,0

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6605

Tro

u 8

8-4

22 5

12

5,1

61,8

0

V6613

Ch 7

-3 E

st

2 1

87

5,8

81,8

0

Niv

ea

u 6

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

04 6

99

5,5

01,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6701

Ch.7

-3E

1 4

14

5,8

81,8

01 4

14

5,8

81,8

0V

6703

Ch.7

-3E

2 5

52

5,8

81,8

0

V6705

Ch.7

-3E

587

4,7

71,8

0587

4,7

71,8

0V

6707

Ch.7

-3E

855

4,7

71,8

0

V6711

Ch.7

-4E

643

6,1

31,8

0643

6,1

31,8

0V

6709

St

7-3

+4+

1E

1 2

95

6,4

11,8

0

V6713

Gal. N

72 1

28

7,9

51,8

02 1

28

7,9

51,8

0

V6719

Gal N

71 9

17

5,2

01,8

0

Niv

ea

u 7

00,0

00,0

04 7

73

6,7

01,8

04 7

73

6,7

01,8

06 6

18

5,6

41,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6801

Gal. N

72 2

94

9,1

21,8

02 2

94

9,1

21,8

0V

6805

Ga

l N

7 c

om

p4 5

56

7,7

11,8

0

V6803

Gal. N

71 5

78

7,9

51,8

01 5

78

7,9

51,8

0

V6807

Gal. N

71 6

64

7,7

11,8

01 6

64

7,7

11,8

0V

6809

Gal. N

71 7

72

5,2

01,8

0

V6817

Gal. N

81 1

76

3,7

31,8

01 1

76

3,7

31,8

0V

8815

Gal. N

81 1

49

3,7

31,8

0

Niv

ea

u 8

00,0

00,0

06 7

12

7,5

51,8

06 7

12

7,5

51,8

07 4

77

6,5

01,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V6907

Gal. N

81 6

39

6,5

21,8

01 6

39

6,5

21,8

0V

6909

Gal. N

81 7

45

6,5

21,8

0

Niv

ea

u 9

00,0

00,0

01 6

39

6,5

21,8

01 6

39

6,5

21,8

01 7

45

6,5

21,8

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


103

VE

INE

1(À

L'O

UE

ST

DU

PU

ITS

#1)

Page 1

3

CM

1045

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11006

Gal L

9+86-4

13 6

53

5,6

91,8

03 6

53

5,6

91,8

0V

11014

Gal L9

2 0

41

6,3

11,8

0

V11004

Gal L9

2 2

92

6,3

11,8

02 2

92

6,3

11,8

0

V11012

Gal L9

2 0

41

6,3

11,8

02 0

41

6,3

11,8

0V

11016

Gal L

9+86-4

12 1

87

5,8

81,8

0

V11022

86-4

23 1

21

4,0

51,8

03 1

21

4,0

51,8

0

V11030

85

-42

2 1

87

4,0

51,8

0

Niv

10

2 2

92

6,3

11,8

08 8

15

5,2

51,8

011 1

08

5,4

71,8

06 4

15

5,3

91,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11110

UG

12-1

22 5

92

5,1

32,0

02 5

92

5,1

32,0

0V

11104

Gal L10

1 3

74

3,9

41,8

0

V11112

UG

12-1

42 7

37

3,8

61,8

02 7

37

3,8

61,8

0V

11108

Ch 1

1-1

W1 4

95

4,5

51,8

0

V11116

UG

12-1

0,2

03 2

08

4,0

61,8

03 2

08

4,0

61,8

0

Niv

11

00,0

00,0

08 5

37

4,3

21,8

68 5

37

4,3

21,8

62 8

69

4,2

61,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11210

UG

13-4

4+G

al L

12

1 1

63

4,9

42,0

01 1

63

4,9

42,0

0V

11204

UG

13-4

9+G

al L

12

1 8

34

4,6

42,2

5

V11212

UG

12-0

4+05+G

al L

12

5 7

12

13,6

93,7

85 7

12

13,6

93,7

8V

11206

UG

13-4

4+G

al L

12

2 0

25

4,9

42,0

0

V11214

UG

12-2

2+C

h 1

2-1

W1 9

68

4,0

12,5

01 9

68

4,0

12,5

0

Niv

12

00,0

00,0

08 8

44

10,3

83,2

68 8

44

10,3

83,2

63 8

59

4,8

02,1

2

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11300

UG

13-5

01 8

23

4,1

91,8

01 8

23

4,1

91,8

0V

11308

UG

13-3

81 1

34

4,9

72,0

0

V11301

UG

13-4

9+G

al L

12

2 1

69

4,6

42,2

52 1

69

4,6

42,2

5

V11312

Ch 1

3-2

W699

9,0

51,8

0V

11302

UG

13-4

21 8

23

4,9

51,8

02 5

21

6,0

91,8

0

V11316

Ch 1

3-2

W1 8

54

5,0

21,9

0V

11304

UG

13-3

71 4

05

3,7

01,8

03 2

59

4,4

51,8

6V

11324

UG

12-9

+10+18

2 2

95

4,3

61,8

0

V11310

UG

13-3

92 3

09

7,6

11,8

02 3

09

7,6

11,8

0

V11318

UG

13-1

41 9

01

3,6

02,0

01 9

01

3,6

02,0

0

V11322

UG

13-1

02 6

68

6,0

01,8

32 6

68

6,0

01,8

3

V11326

UG

13-1

14 5

07

7,3

72,1

44 5

07

7,3

72,1

4

V11332

Gal L12

1 4

83

3,3

51,8

0V

11330

Ch 1

3-1

W897

5,5

81,8

02 3

80

4,1

91,8

0V

11336

Ch 1

3-2

W+U

G 1

3-3

92 0

02

8,3

31,8

0

Niv

13

4 0

36

5,1

01,8

519 5

00

5,6

71,9

523 5

35

5,5

71,9

35 4

31

5,9

51,8

4

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11404

Gal L13

616

3,7

71,8

0V

11408

UG

13-2

81 8

47

4,3

81,8

02 4

63

4,2

31,8

0V

11400

UG

13-2

81 3

85

4,3

81,8

0

V11402

UG

13-2

8972

4,3

81,8

0

V11414

UG

13-2

5A

2 3

33

4,3

51,8

02 3

33

4,3

51,8

0V

11410

UG

13-2

81 4

53

4,3

81,8

0

V11418

UG

13-3

0+13-2

92 5

27

6,3

81,8

02 5

27

6,3

81,8

0V

11412

UG

13

-25

2 9

16

4,3

51,8

0

V11424

UG

13-2

61 9

44

4,3

41,8

01 9

44

4,3

41,8

0

V11426

UG

13-2

0+

13-2

21 9

44

3,4

91,8

0

V11428

UG

13-2

41 6

26

6,2

11,8

01 6

26

6,2

11,8

0

V11432

UG

13-2

12 8

20

5,6

81,8

02 8

20

5,6

81,8

0V

11434

UG

13-2

41 2

17

6,2

11,8

0

V11438

UG

13-8

3 9

86

8,3

03,6

63 9

86

8,3

03,6

6V

11436

UG

13-2

11 3

85

5,8

31,8

0

V11440

UG

13-7

3 8

22

12,5

23,5

13 8

22

12,5

23,5

1

V11444

UG

13-5

2 1

94

8,1

31,8

02 1

94

8,1

31,8

0

V11456

UG

13-2

+C

h 1

4-1

W3 7

42

3,8

31,8

03 7

42

3,8

31,8

0V

11460

UG

13-6

+13-7

3 5

21

7,0

23,5

1

V11458

UG

13-2

+C

h 1

4-1

W2 7

75

3,8

31,8

02 7

75

3,8

31,8

0V

11462

UG

13-2

1+13-3

11 7

85

4,3

21,8

9

V11464

UG

13-8

+G

al L

13

2 7

25

6,6

82,7

3

Niv

14

4 3

58

3,8

21,8

025 8

74

6,8

92,3

430 2

32

6,4

52,2

619 3

03

5,3

12,2

5

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

Niv

15

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


104

VE

INE

1(À

L'E

ST

DU

PU

ITS

#1)

Page 1

4

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11309

Ch 1

3-1

W2 4

92

7,1

51,8

02 4

92

7,1

51,8

0V

11301

Ch 1

3-1

W1 5

58

3,7

51,8

0

V11303

Ch 1

3-1

W3 0

18

3,5

81,8

0V

11311

UG

12-4

92 6

03

5,8

31,8

05 6

21

4,6

21,8

0V

11305

Ch 1

3-1

W3 5

40

5,4

01,8

0

V11317

Gal L13

2 4

98

4,1

61,8

0V

11313

UG

12-5

03 0

73

9,4

72,0

05 5

71

7,0

91,9

1V

11307

UG

12-4

93 0

57

5,8

31,8

0

V11321

Ch 1

3-1

W1 4

87

3,7

51,8

0V

11315

Gal L

13+12-5

02 4

20

7,3

01,8

0V

11323

UG

12-4

9+12-5

01 3

12

7,3

62,0

0

V11319

Ch 1

3-1

W1 5

73

3,7

51,8

01 5

73

3,7

51,8

0

Niv

13

7 0

03

3,8

21,8

012 1

61

7,0

41,8

519 1

65

5,8

71,8

39 4

67

5,5

41,8

3

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11401

Gal L13

1 0

23

6,5

31,8

0V

11413

Gal L14

2 1

48

3,5

81,8

03 1

71

4,5

31,8

0

V11403

Gal L13

930

3,6

51,8

0V

11415

Ch 1

4-1

E2 1

91

4,7

51,8

03 1

22

4,4

21,8

0

V11405

Gal L13

1 3

00

5,6

81,8

01 3

00

5,6

81,8

0

V11460

Gal L13

3 5

13

3,8

31,8

03 5

13

3,8

31,8

0

V11462

Gal L13

1 2

01

5,6

61,8

01 2

01

5,6

61,8

0V

11466

Ch 1

4-1

W4 2

29

3,6

11,8

0

V11464

Ch 1

4-1

W3 5

07

3,6

11,8

03 5

07

3,6

11,8

0

V11472

Ch 1

4-1

E1 8

95

5,7

21,8

01 8

95

5,7

21,8

0V

11474

1460+

1462

1 6

04

4,5

51,8

0

Niv

14

4 4

53

5,4

51,8

013 2

55

4,1

51,8

017 7

08

4,4

81,8

05 8

32

3,8

71,8

0

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V11501

Gal L14

4 5

44

5,5

91,8

0V

11503

Gal L14

3 8

88

5,5

91,8

08 4

32

5,5

91,8

0V

11505

Gal L14

3 8

35

5,5

91,8

0

V11507

Gal L14

2 0

22

3,4

71,8

0V

11509

Gal L14

2 3

33

3,4

71,8

04 3

55

3,4

71,8

0V

11511

Gal L14

2 1

84

3,4

71,8

0

Niv

15

6 5

66

4,9

41,8

06 2

21

4,7

91,8

012 7

87

4,8

71,8

06 0

19

4,8

21,8

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E

VE

INE

3(À

L'O

UE

ST

DU

PU

ITS

#1)

CM

1045

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V31002

UG

12

-17

5 7

11

5,3

52,3

5

Niv

10

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

05 7

11

5,3

52,3

5

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

BLO

CS

OU

RC

ES

TO

NN

ES

G/T

ÉP

AIS

V31202

UG

13

-49

5 7

02

4,1

52,5

0

V31204

UG

13

-42

5 7

09

4,6

02,5

0

Niv

12

00,0

00,0

00

0,0

00,0

00

0,0

00,0

011 4

10

4,3

82,5

0

ME

SU

RÉ

EIN

DIQ

UÉ

EM

ES

UR

ÉE

+ IN

DIQ

UÉ

EP

RÉ

SU

MÉ

E


105

ZONE WEST GOLD (WG) Page 15

PROJET TAGAMI

BLOC SECT TROU TONNES G/T ÉPAIS BLOC SECT TROU TONNES G/T ÉPAIS

180-1 180 45TH-25 2 948 12,72 2,13

180-2 45TH-25+57 4 690 6,46 1,80

210-2 210 45TH-12 4 397 5,46 1,80 210-1 210 45TH-12 879 5,46 1,80

210-3 45TH-59+60 4 533 4,24 2,93

270-2 270 T11-12 4 397 7,57 1,80 270-1 270 T11-12 2 345 7,57 1,80

270-3 45TH-37+52 5 300 6,09 2,17

330-2 T11-05 4 397 6,41 1,80 330-1 330 T11-05 4397 6,41 1,80

330-3 T11-05 4397 6,41 1,80

360-2 360 T11-04 4 397 4,28 1,80 360-1 360 T11-04 4 397 4,28 1,80

360-5 T11-02 4 397 6,69 1,80 360-3 T11-04 2 345 4,28 1,80

360-4 T11-02 3 371 6,69 1,80

360-6 T11-02 3 371 6,69 1,80

390-2 390 T10-09 6 986 4,47 2,86 390-1 390 T10-09 4 192 4,47 2,86

390-3 T10-09 6 986 4,47 2,86

420-2 420 T10-05 5 813 4,80 2,38 420-1 420 T10-05 5 813 4,80 2,38

420-5 97-36 4 397 3,66 1,80 420-3 T10-05 1 356 4,80 2,38

420-4 97-36 3 517 3,66 1,80

420-6 97-36 4 104 3,66 1,80

450-2 450 T10-28+97-35 5 276 10,13 1,80 450-1 450 T10-28+97-35 3 957 10,13 1,80

450-5 97-34 4 397 4,18 1,80 450-3 T10-28+97-35 3 517 10,13 1,80

450-4 97-34 4 690 4,18 1,80

450-6 97-34 4 397 4,18 1,80

480-2 480 T10-18 4 397 7,29 1,80 480-1 480 T10-18 4 397 7,29 1,80

480-3 97-30 4 397 3,55 1,80 480-4 97-30 3 224 3,55 1,80

480-9 97-31 4 397 6,18 1,80

480-8 97-31 5 423 6,18 1,80

480-10 97-31 3 371 6,18 1,80

510-2 510 96-25 4 397 4,45 1,80 510-1 510 96-25 2 345 4,45 1,80

510-5 96-28 4 397 9,78 1,80 510-3 96-25 3 078 4,45 1,80

510-4 96-28 3 224 9,78 1,80

510-6 96-28 4 397 9,78 1,80

540-2 540 T10-15 4 397 4,27 1,80 540-1 540 T10-15 4 397 4,27 1,80

540-3 T10-14+96-22 4 958 8,02 2,03

540-4 96-24 4 543 8,38 1,80

540-8 WG-27 4 397 6,30 1,80

540-9 WG-27 4 397 6,30 1,80 540-10 WG-27 4 397 6,30 1,80

570-1 570 96-21 4 397 6,33 1,80 570-2 570 96-21 4 397 6,33 1,80

600-2 600 96-26 4 397 9,14 1,80 600-1 600 96-26 2 931 9,14 1,80

600-3 48DU-13 1 575 4,25 2,15 600-4 48DU-13 5 252 4,25 2,15

630-1 630 48DU-03 2 198 4,73 1,80

630-2 48DU-05 5 284 14,10 2,95

630-3 48DU-07 4 690 5,70 1,80

660-2 660 48DU-08 6 180 7,79 2,53 660-1 660 48DU-08 1 872 7,79 2,53

660-4 WG-24 4 397 3,80 1,80 660-3 48DU-08 1 854 7,79 2,53

660-5 WG-24 4 397 3,80 1,80

690-2 690 T10-30 6 644 5,73 2,72 690-1 690 T10-30 6 644 5,73 2,72

690-3 48-DU-11 4 382 6,65 2,07 690-5 48-DU-12 4 397 3,60 1,80

690-4 48-DU-12 4 543 3,60 1,80 690-6 T10-33 4 086 5,57 1,93

690-7 T10-33 4 714 5,57 1,93 690-8 T10-33 4 714 5,57 1,93

720-2 720 96-18 4 397 3,40 1,80 720-1 720 96-18 4 397 3,40 1,80

720-3 48-DU-15 5 608 4,87 2,46 720-5 48-DU-18 3 371 4,66 1,80

720-4 48-DU-18 4 250 4,66 1,80

780-1 780 48-DU-17 8 508 5,14 2,43

INDIQUÉE PRÉSUMÉE


106

Annexe VII

CIRCUIT DE TRAITEMENT

DE L’USINE GÉANT DORMANT


107

MISE À JOUR DES RESSOURCES MINÉRALES DE LA MINE ELDER … · 2018. 11. 1. · MISE À JOUR DES...

Documents

Transcript of MISE À JOUR DES RESSOURCES MINÉRALES DE LA MINE ELDER … · 2018. 11. 1. · MISE À JOUR DES...