SEPTEMBER 16, 2013 

 

SARAMA RESOURCES DECLARES MAIDEN INFERRED MINERAL

RESOURCE OF 1.5 MILLION OUNCES GOLD AT THE SOUTH HOUNDÉ PROJECT

 

 

VANCOUVER, CANADA. Sarama Resources Ltd. (“Sarama” or the “Company”) is pleased to declare a maiden Inferred Mineral Resource1 estimate of 1.50 Moz of contained gold2 at its flagship South Houndé Project in south‐west Burkina Faso.  The  Mineral  Resource  represents  a  greenfields  discovery,  crystallising  two  years  of  exploration  and demonstrating the potential of the Tankoro Structural Corridor to host mineralisation of significance. 

 

Highlights

1. Defined under Canadian National Instrument 43‐101 (“NI 43‐101”), Standards of Disclosure for Mineral Projects 2. Reported above 0.8 g/t Au for all material types 3. 16.36 Mt @ 2.1 g/t Au for 1.09 Moz reported above 1.2 g/t Au 4. 5.36 Mt @ 1.6 g/t Au for 267 koz reported above 0.8 g/t Au 

 

1.50 Moz gold contained in Inferred Mineral Resource – 29.13 Mt @ 1.6 g/t Au (at a 0.8 g/t Au cut‐off) 

Inferred Mineral Resource estimate includes 1.09 Moz @ 2.1 g/t Au3 

Oxide component of the Inferred Mineral Resource contains 267 koz of gold4 

Mineral Resources extend approximately 5.5km along strike in a trend that spans 1.1km across 

High‐grade zones in the MM Prospect extend to a vertical depth of 285m and represent promising exploration targets for underground mining 

Preliminary metallurgical  testwork  demonstrates  viable  processing  routes  for mineralisation with  resulting extractions of 93% for oxide using a conventional cyanidation process and 90% for fresh rock using an oxidation stage prior to cyanidation  

Exploration activities to continue, with immediate focus on high‐grade extensional targets at the MC Prospect 

NEWS RELEASE

2 

Mineral Resource Estimate 

The  Mineral  Resource  estimate  was  undertaken  by  the  independent  and  well‐established  minerals  industry consultancy, Cube Consulting Pty Ltd (Perth) and focused solely on exploration activities conducted at Sarama’s 100% owned Tankoro property, the key permit in the South Houndé Project. 

The Inferred Mineral Resource of 29.13 Mt @ 1.6 g/t Au for 1.50 Moz (at 0.8 g/t Au cut‐off) is contained in a package of mineralised zones  interpreted to extend over a strike  length of approximately 5.5km,  in a trend that spans 1.1km across the strike (refer Figure 1).  The potential for further exploration success is supported by the size of the maiden Mineral Resource estimate and  its  location within the 30km‐long Tankoro Structural Corridor which was defined by soil geochemistry during  first‐pass exploration.   Drill  testing of more  recently  identified geophysics  targets has also shown the potential for blind deposits to be discovered on the large tenement position which now exceeds 1,000km2. 

Sarama’s principal exploration activities have largely focused on the MM Prospect, which accounts for 74% of the gold in the Mineral Resource estimate, and includes several high‐grade shoots extending to a vertical depth of 285m below surface.  These higher‐grade zones are reflected in the estimate, with 9.44 Mt @ 2.6 g/t Au for 789koz (at a 1.6 g/t Au cut‐off) representing 50% of contained gold within the Mineral Resource. 

Exploration historically focused on open pit targets, however following drilling success on the MM Prospect, Sarama considers that the steeply‐dipping nature of the mineralisation and the presence of reasonably continuous high‐grade shoots indicate the potential to support underground mining in conjunction with open pit mining. 

Tables 1 and 2  summarise  the  Inferred Mineral Resource and Appendix A contains detailed breakdowns as well as notes outlining the interpretation and estimation methodology. 

Table 1 – Grade & Tonnage Statistics – Inferred Mineral Resource ‐ All Prospects & All Weathering Types 

Reporting Cut‐off Grade 

Tonnage Above Cut‐off Grade 

Average Grade Above Cut‐off Grade 

Contained Gold Above Cut‐off Grade 

Contained Metal Above Cut‐off Grade 

g/t Au  Mt  g/t Au  koz Au   

0  36.54  1.4  1,651  100% 0.5  35.07  1.5  1,633  99% 

0.8  29.13  1.6  1,504  91% 

1.0  22.88  1.8  1,324  80% 1.2  16.36  2.1  1,094  66% 1.6  9.44  2.6  789  48% 2.0  5.43  3.2  558  34% 2.5  2.91  4.1  379  23% 3.0  2.08  4.6  307  19% 

Table 2 – Inferred Mineral Resource by Weathering Type – Reported Above a 0.8 g/t Au Cut‐off Grade 

Weathering Type Tonnage Above Cut‐off Grade 

Average Grade Above Cut‐off Grade 

Contained Gold Above Cut‐off Grade 

Metal Contribution 

  Mt  g/t Au  koz Au   

Oxide  5.36  1.6  267  18% Transition  1.28  1.6  64  4% Fresh  22.49  1.6  1,172  78% 

Total Inferred Mineral Resource 

29.13  1.6  1,504  100% 

3 

 

 Figure 1 – Mineral Resource Interpretations Overlying Soil Geochemistry Contours 

4 

 

Preliminary Metallurgical Testwork Program 

A preliminary metallurgical testwork program was conducted by ALS Metallurgy Pty Ltd (Perth) under the supervision of Orway Mineral Consultants Pty  Ltd  (Perth)  to determine  indicative  recoveries  and understand  the metallurgical behavior of the mineralisation within the area of the Mineral Resource.  The testwork is regarded as preliminary and as such, parameters and flowsheets are un‐optimised.  Notes outlining the testwork approach and detailed results are presented in Appendix B. 

Individual oxide and  fresh samples were  tested  for amenability  to gold extraction by gravity and direct cyanidation methods, initially at a P80 grind size of 75 micron (“μm”).   

Based on these results, gold mineralisation in the oxide material is highly amenable to direct cyanidation at a common P80 grind size of 75μm, realising an average gold extraction of 93.2% (total) when combined with a gravity stage.  Very rapid leach kinetics were evident across all samples with near‐peak gold extraction levels being achieved after a leach residence time of only 2 hours.  No preg‐robbing issues were apparent and cyanide and lime consumption was within acceptable levels. 

The fresh mineralisation demonstrated low amenability to direct cyanidation at P80 grind sizes of 75μm and 45μm, but a good response to  flotation and oxidation prior to cyanidation.   Qualitative mineralogical analysis determined that the gold is present as fine particles (<10μm) of native gold/gold‐silver and several gold‐telluride species, all of which are strongly associated with the dominant pyrite mineralisation. 

A series of flotation, ultra‐fine grinding and roasting tests were conducted to establish a viable processing route for the  fresh mineralisation.    In summary,  the  fresh mineralisation performed well using a process  flowsheet  featuring gravity, flotation, calcination and cyanidation stages with an overall gold extraction of 89.9% being achieved. 

The results  for the  fresh mineralisation are very encouraging and clearly demonstrate the potential to achieve high gold  recoveries when  a  high  level  of  sulphide  oxidation  is  attained.    Flotation  test work  achieved  a  low  feed‐to‐concentrate mass pull of 6.1% at a coarse grind size of P80 150μm with approximately 94% of gold reporting to the flotation concentrate. 

Overall gold extractions for the selected oxide and fresh processing flowsheets are summarized below in Table 3. 

The results of the flotation testwork demonstrate the opportunity to incorporate an oxidative process stage within a future  flowsheet  to deliver high  recoveries with only an  incremental  increase  in operating costs over  conventional cyanidation  processing  routes.    The  oxidative  processes  being  tested  use  proven  technology  which  is  operating commercially in many gold processing facilities around the world. 

Desktop  amenability  assessments  for  roasting  and  biological  oxidation  (BIOX®)  processes  indicate  that  the  fresh mineralisation  concentrate  should  be  highly  amenable  to  both  technologies  given  observed  key metrics  such  as gold:sulphur ratio, sulphide grade, sulphide:carbonate ratio and levels of deleterious elements. 

Given  that both of  these oxidative processes are proven  technologies and are used extensively  in well‐established, modern and industrial‐scale gold operations by companies such as Barrick Gold, Newmont Mining, AngloGold Ashanti and Eldorado Gold, Sarama regards them as viable options and intends to conduct further testwork and assessment as the South Houndé Project progresses. 

 

5 

 Table 3 ‐ Gold Extraction Summary – Selected Processing Flowsheets 

    Contribution to Overall Gold Extraction   

Test Series Assayed Head Grade 

Gravity Direct Leach 

Flotation Con. Leach 

Flotation Tail Leach 

Overall Extraction 

  g/t Au  %  %  %  %  % 

Oxide Material (Base Samples) Direct Cyanidation (75μm grind) 

2.67  0.6  92.6  ‐  ‐  93.2 

Fresh Material (150 μm Float Con.) Roast + Calcine Regrind (45μm grind) 

3.55  0.4  ‐  85.5  4.0  89.9 

 

The Company will prepare and file a technical report under National Instrument 43‐101 within 45 days of the date of this news release. 

A conference call to discuss the content of this news release is scheduled for Tuesday, September 17, 2013 at 8:30am (Toronto  time).    To  participate  in  the  call,  please  dial  +1  416  628  6611  and  quote  conference  ID  60627424.  Participants outside Canada can access local calling rates by using the numbers listed in Appendix C. 

Sarama will be presenting at the Precious Metals Summit conference in Beaver Creek, September 18‐20, 2013 and will be present at the Denver Gold Forum in Denver, September 22‐23, 2013. 

 

Sarama’s President and CEO, Andrew Dinning commented: 

“We are very pleased to declare a maiden 1.5 Moz Au Inferred Mineral Resource for the South Houndé Project, which has been achieved in less than 2 years since Sarama’s initial public offering and reflects the efforts of our exploration team since the inception of the Company.  The scale of the maiden Mineral Resource underscores the prospectivity of the South Houndé Project and further validates our exploration strategy. 

We  are  also  pleased  to  have  identified  viable metallurgical  processing  routes which  feature  commercially  proven technology used in modern, gold processing facilities around the world and look forward to optimising the flowsheets to capitalise on the opportunities identified by the initial testwork. 

The completion of this work represents an important milestone in our path to project development and will be used to guide our exploration efforts with a continuing bias towards grade and free‐milling material.”

 

For further information on the Company’s activities, please contact: Andrew Dinning or Paul Schmiede  e: info@saramaresources.com  t: +61 (0) 8 9363 7600 

 

Neither  TSX Venture  Exchange  nor  its  Regulation  Services  Provider  (as  that  term  is  defined  in policies  of  the  TSX Venture Exchange) accepts responsibility for the adequacy or accuracy of this release. 

6 

 

ABOUT SARAMA RESOURCES LTD  

Sarama Resources Ltd (TSX‐V: SWA)  is a West African focused gold explorer with substantial  landholdings  in Burkina Faso, Liberia and Mali. 

Sarama’s  flagship properties  are  situated within  the Company’s  South Houndé  Project  area  in  south‐west Burkina Faso. Located within the prolific Houndé greenstone belt, exploration programs have built on significant early success to deliver a maiden Inferred Mineral Resource estimate of 1.5 Moz gold.  Outside of Burkina Faso, Sarama is focused on consolidating a number of under‐explored landholdings in other emerging and established mining jurisdictions. 

Incorporated in 2010, the Company’s Board and management team have a proven track record in Africa and a strong history  in  the  discovery  and  development  of  large‐scale  gold  deposits.    Sarama  is well  positioned  to  build  on  its current success with a strong financial position and a sound exploration strategy across its property portfolio. 

    

CAUTION REGARDING FORWARD LOOKING STATEMENTS 

Information  in  this news  release  that  is not a  statement of historical  fact  constitutes  forward‐looking  information.  

Such forward‐looking  information  includes statements regarding the Company’s  future exploration, the potential for 

open  pit  and  underground mining  at  South  Houndé  and  the maiden Mineral  Resource  estimate.    Actual  results, 

performance  or  achievements  of  the  Company  may  vary  from  the  results  suggested  by  such  forward‐looking 

statements due to known and unknown risks, uncertainties and other factors. Such factors include, among others, that 

the business of exploration for gold and other precious minerals involves a high degree of risk and is highly speculative 

in nature; Mineral Resources are not Mineral Reserves, they do not have demonstrated economic viability, and there is 

no certainty  that  they can be upgraded  to Mineral Reserves  through continued exploration;  few properties  that are 

explored are ultimately developed  into producing mines; geological  factors;  the actual  results of current and  future 

exploration; changes in project parameters as plans continue to be evaluated, as well as those factors disclosed in the 

Company’s publicly filed documents. 

There can be no assurance  that any mineralisation  that  is discovered will be proven  to be economic, or  that  future 

required regulatory licensing or approvals will be obtained. However, the Company believes that the assumptions and 

expectations  reflected  in  the  forward‐looking  information are  reasonable. Assumptions have been made  regarding, 

among other things, the Company’s ability to carry on  its exploration activities, the sufficiency of funding, the timely 

receipt of required approvals, the price of gold and other precious metals, that the Company will not be affected by 

adverse political events, the ability of the Company to operate in a safe, efficient and effective manner and the ability 

of the Company to obtain further financing as and when required and on reasonable terms. Readers should not place 

undue reliance on forward‐looking information. 

Sarama does not undertake to update any forward‐looking information, except as required by applicable laws. 

 

   

7 

 

QUALIFIED PERSON’S STATEMENT 

Scientific or technical  information  in this news release that relates to the Company’s exploration activities  in Burkina 

Faso  is based on  information  compiled or approved by Michel Mercier.   Michel Mercier  is an employee of Sarama 

Resources Ltd and is a member in good standing of the Ordre des Géologues du Québec and has sufficient experience 

which is relevant to the commodity, style of mineralisation under consideration and activity which he is undertaking to 

qualify as a Qualified Person under National Instrument 43‐101.  Michel Mercier consents to the inclusion in this report 

of the information, in the form and context in which it appears. 

Scientific  or  technical  information  in  this  news  release  that  relates  to  the  preparation  of  the  Company’s Mineral 

Resource estimate is based on information compiled or approved by Adrian Shepherd.  Adrian Shepherd is an employee 

of  Cube  Consulting  Pty  Ltd  and  is  considered  to  be  independent  of  Sarama  Resources  Ltd.    Adrian  Shepherd  is  a 

chartered  professional member  in  good  standing  of  the  Australasian  Institute  of Mining  and Metallurgy  and  has 

sufficient experience which is relevant to the commodity, style of mineralisation under consideration and activity which 

he is undertaking to qualify as a Qualified Person under National Instrument 43‐101.  Adrian Shepherd consents to the 

inclusion in this report of the information, in the form and context in which it appears. 

Scientific or technical information in this news release that relates to metallurgical testwork and mineral processing is 

based on information compiled or approved by John Fodor.  John Fodor is an employee of Orway Mineral Consultants 

Pty Ltd and is considered to be independent of Sarama Resources Ltd. John Fodor is a Fellow in good standing of the 

Australasian Institute of Mining and Metallurgy and has sufficient experience which is relevant to the commodity, style 

of mineralisation  under  consideration  and  activity which  he  is  undertaking  to  qualify  as  a Qualified  Person  under 

National  Instrument 43‐101.    John Fodor consents to the  inclusion  in this report of the  information,  in the  form and 

context in which it appears. 

 

 

 

 

 

8 

APPENDIX A – MINERAL RESOURCE ESTIMATION 

Notes 

1. The  Mineral  Resource  estimate  was  undertaken  by  Cube  Consulting  Pty  Ltd  (“Cube”),  a  minerals  industry consultancy based in Perth, Western Australia, which is independent of Sarama. 

2. The 5 prospect areas that are the subject of this Mineral Resource are located entirely on the Tankoro exploration property  and  the  validated Mineral Resource drilling database  for  the estimated  areas  contained 58 diamond drillholes  (12,945m),  343  reverse‐circulation  (“RC”)  drillholes  (35,884m),  an  additional  68  RC  drillholes  with diamond  drillhole  tails  (comprised  of  7,582m  RC  and  6,581m  diamond)  and  200  air‐core  (“AC”)  drillholes (8,167m). 

3. The Mineral Resource estimate used only diamond, RC and AC drilling data. 

4. The diamond and RC drilling was completed in several phases by Sarama between 7/6/2011 and 24/5/2013. 

5. Drilling was generally oriented on west‐east  lines, with a range of drill‐line spacings varying from approximately 25m to 200m depending on geological complexity and the intent of the drill program. 

6. Collars for drillholes used  in the Mineral Resource estimate have been surveyed using a differential GPS system which is considered to provide a location accuracy of <10cm horizontally and <15cm vertically. 

7. Downhole surveys have been conducted on all diamond and RC holes using either magnetic single‐shot or gyro multi‐shot electronic survey instruments. 

8. Geological  logging of drillholes  includes state of weathering,  lithology, alteration, mineralogy, structural defects and groundwater conditions.  All drillhole logging data was compiled into a master drilling database. 

9. RC drilling was  logged  and  sampled over  regular 1m  intervals  for  the entire hole, whilst diamond holes were logged and sampled over varying  intervals (average 0.85m sample  length) according to geological observations.  In the case of diamond drilling, samples submitted for assay were half‐core. 

10. Diamond drilling completed at  the MM, MC and collective Phantom prospects had average  core  recoveries of 97%, 96% and 98% respectively.   The overall sample recovery for RC drilling was 90%.   Localised zones of poor sample  recovery  caused  by  wet  drilling  conditions  were  assessed  on  an  individual  basis  to  determine  the suitability for inclusion in the Mineral Resource estimation. 

11. RC  sample  splitting was  performed  at  Sarama’s  preparation  facilities  in  Burkina  Faso.    In  the  case  of wet  RC drilling,  full  samples were dried by wood‐fire prior  to  splitting.   Diamond  core  sawing was also undertaken at Sarama’s preparation facility. 

12. Sampling and sample submission was conducted in accordance with a quality assurance/quality control program which includes the use of certified reference materials for diamond, RC and AC drilling and field duplicates for RC drilling. 

13. All drilling  samples are  securely bagged at  the preparation  facility and assigned  sample  identification numbers prior to their transport to assay  laboratories  in Burkina Faso and Mali operated by SGS S.A. and ALS Limited to international standards. 

14. Gold content  is determined by fire assay methods using a 50g charge,  lead collection and an atomic absorption spectroscopy finish.  Assay methods have a lower detection limit of 0.01 g/t Au. 

15. Lithology, alteration, mineralisation, weathering and surface topography surfaces were interpreted in 3D by Cube using GEOVIA SurpacTM software. 

16. Lithological,  structural  and  alteration  information  from  drillhole  logging  was  primarily  used  to  develop interpretations  of  the  mineralised  domains.    Gold  assays  were  used  as  a  secondary  determinant  in  the interpretations. 

17. Mineralised  interpretations generally honour a 0.25 g/t Au  lower  cut‐off.   The  interpretation was not  typically extended more  than 50m past  the  last drillhole  intercept both along strike and down‐dip.   However, sectional 

9 

interpretations were extended  further  than 50m on  some  sections  in  some  sparsely  sampled areas where  the geological and grade continuity could be reasonably assumed. 

18. Additional  criteria of a minimum 3m downhole  interval  length, and  the minimisation of  internal dilution were considered during  the  interpretation of  the mineralised domains. However,  internal dilution was  incorporated where required to preserve the overall continuity of the mineralised domains. 

19. The  mineralisation  interpretation  consists  of  85  individual  domains,  defined  by  lithological,  weathering  and spatial characteristics.   Continuous mineralisation domains are visually  robust and consistent across a  range of cut‐offs from zero to 1.0 g/t Au. 

20. The  vertical extent of  the  interpreted Mineral Resource  varies  across  the prospects with  approximate  vertical depths as follows: MM Prospect ‐ 285m, MC Prospect – 230m, Phantom Prospect – 130m, Phantom East Prospect – 140m; and Phantom West Prospect – 120m. 

21. For  the  purposes  of  density measurement,  a  total  of  1,427  samples were  collected  from  drilling  across  the prospects hosting  the  resource.   Samples were collected  from oxide,  transitional and  fresh material, as well as from all the representative lithologies.  A density value was then assigned for each of the three weathering types and representative lithologies in the Mineral Resource estimate. 

22. Two metre downhole composites were extracted from the assay database based on the mineralised wireframes and form the basis for statistical analysis, variography and grade interpolation. 

23. Gold assays were reviewed on an individual domain basis to determine appropriate top‐cuts for each domain to reduce the  influence of grade outliers.   The top‐cuts that were applied to selected domains were all above the 95th grade percentile.  In general, the grade domains represent distinct geological and statistical populations and provide a robust basis for Mineral Resource estimation.  

24. Variography was completed by Cube to analyse the spatial continuity of the grade within the major mineralised domains  using  ISATIS®  software.    The  resultant  variogram models  were  used  to  determine  the  appropriate estimation parameters for grade interpolation into the block model. 

25. Ordinary‐kriging methodology using GEOVIA SurpacTM software was used  to perform  the grade estimation.   All block estimates were based on grade interpolation into parent cells with dimensions of 5m x 20m x 10m (XYZ) for each individual mineralised domain.  The block model was rotated to a bearing of 25°N to better approximate the strike of the major mineralised domains. 

26. Mineralised domains that lacked adequate data support for grade interpolation (<15 composites) were assigned the arithmetic mean cut gold grade of the 2m composites within the domain.  Assigned block grades accounted for 8% of the total mineralised volume and 5% of the total contained metal at a 0 g/t Au cut‐off.  

27. Upon completion of the block model, swath plots were generated to compare the estimated gold grades to the composited raw gold grades for every 50m cross sections for the major mineralised domains.   The block model was further validated by conducting an ‘inverse‐distance‐squared’ estimate for comparison. 

28. The Mineral  Resource was  classified  as  an  Inferred Mineral  Resource  according  to  the  Canadian  Institute  of Mining, Metallurgy and Petroleum  (“CIM”) Definition Standards as  required  for NI 43‐101 compliance.   Factors considered when  classifying  the Mineral Resource  included data density, geological  and grade  continuity, drill spacing  and  drill  quality,  application  of  an  appropriate  estimation  methodology  and  consideration  of  local estimation bias. 

29. The  final  block model  included  the  estimated mineralised  domains,  together with  all material  outside  of  the mineralised  domains  which  were  assigned  waste  parameters.  The  block  model  was  assigned  appropriate attributes  which  included  prospect,  weathering,  lithology,  density,  estimation  domain  code,  depletion  and resource classification. 

30. Tonnage‐grade  curves were generated  for a  range of  reporting  cut‐off grades, material  types and by prospect locations. 

 

   

10 

Table A1 – Inferred Mineral Resource by Prospect – Reported Above a 0.8 g/t Au Cut‐off Grade 

Prospect Tonnage Above Cut‐off Grade 

Average Grade Above Cut‐off Grade 

Contained Gold Above Cut‐off Grade 

Metal Contribution 

  Mt  g/t Au  koz Au   

MM  20.59  1.7  1,112  74% MC1  5.59  1.5  264  18% Phantom  2.08  1.2  82  5% Phantom East  0.45  1.9  28  2% Phantom West  0.43  1.4  19  1% 

Total Inferred Mineral Resource 

29.13  1.6  1,504  100% 

1. Previously referred to as the MM East Prospect 

  

 

Table A2 – Inferred Mineral Resource ‐ Grade & Tonnage Statistics – All Prospects & All Weathering Types 

Reporting Cut‐off Grade 

Tonnage Above Cut‐off Grade 

Average Grade Above Cut‐off Grade 

Contained Gold Above Cut‐off Grade 

Contained Metal Above Cut‐off Grade 

g/t Au  Mt  g/t Au  koz Au   

0  36.54  1.4  1,651  100% 0.1  36.54  1.4  1,651  100% 0.2  36.42  1.4  1,650  100% 0.3  36.17  1.4  1,648  100% 0.4  35.95  1.4  1,646  100% 0.5  35.07  1.5  1,633  99% 0.6  33.51  1.5  1,605  97% 0.7  31.90  1.5  1,571  95% 

0.8  29.13  1.6  1,504  91% 

0.9  25.69  1.7  1,410  85% 1.0  22.88  1.8  1,324  80% 1.2  16.36  2.1  1,094  66% 1.4  12.20  2.4  921  56% 1.6  9.44  2.6  789  48% 1.8  7.18  2.9  665  40% 2.0  5.43  3.2  558  34% 2.5  2.91  4.1  379  23% 3.0  2.08  4.6  307  19% 3.5  1.54  5.1  251  15% 4.0  1.15  5.5  205  12% 4.5  0.77  6.2  153  9% 5.0  0.57  6.6  122  7% 6.0  0.30  7.8  74  4% 7.0  0.18  8.6  50  3% 8.0  0.10  9.6  30  2% 9.0  0.06  10.3  19  1% 10.0  0.03  11.1  11  1% 

    

11 

Table A3 – Grade & Tonnage Statistics – Inferred Mineral Resource Estimate ‐ All Prospects by Weathering Type 

  Oxide Material  

Transition Material  

Fresh Material 

Reporting Cut‐off Grade 

Tonnage Above 

Cut‐off Grade 

Average Grade Above 

Cut‐off Grade 

Contained Gold Above 

Cut‐off Grade 

  Tonnage Above 

Cut‐off Grade 

Average Grade Above 

Cut‐off Grade 

Contained Gold Above 

Cut‐off Grade 

  Tonnage Above 

Cut‐off Grade 

Average Grade Above 

Cut‐off Grade 

Contained Gold Above 

Cut‐off Grade 

g/t Au  Mt  g/t Au  koz Au    Mt  g/t Au  koz Au    Mt  g/t Au  koz Au 

0  6.90  1.3  298    1.61  1.4  71    28.03  1.4  1,282 0.1  6.90  1.3  298    1.61  1.4  71    28.03  1.4  1,282 0.2  6.90  1.3  298    1.61  1.4  71    27.91  1.4  1,281 0.3  6.86  1.4  298    1.60  1.4  71    27.72  1.4  1,280 0.4  6.82  1.4  298    1.59  1.4  71    27.55  1.4  1,278 0.5  6.64  1.4  295    1.55  1.4  70    26.87  1.5  1,268 0.6  6.26  1.4  288    1.45  1.5  68    25.80  1.5  1,249 0.7  5.86  1.5  280    1.36  1.5  66    24.67  1.5  1,225 

0.8  5.36  1.6  267    1.28  1.6  64    22.49  1.6  1,172 

0.9  4.57  1.7  246    1.14  1.7  60    19.99  1.7  1,104 1.0  4.11  1.8  232    1.00  1.8  56    17.76  1.8  1,036 1.2  2.99  2.0  192    0.75  2.0  47    12.62  2.1  854 1.4  2.22  2.3  160    0.57  2.2  40    9.41  2.4  721 1.6  1.77  2.4  139    0.43  2.4  33    7.24  2.7  617 1.8  1.40  2.6  119    0.32  2.6  28    5.45  3.0  519 2.0  1.05  2.9  97    0.26  2.9  23    4.12  3.3  438 2.5  0.52  3.6  59    0.11  3.7  13    2.28  4.2  307 3.0  0.34  4.0  44    0.07  4.2  10    1.66  4.7  253 3.5  0.22  4.4  32    0.05  4.7  7    1.27  5.2  212 4.0  0.15  4.7  22    0.04  5.0  6    0.97  5.7  177 4.5  0.08  5.2  13    0.02  5.5  4    0.67  6.3  136 5.0  0.04  5.7  7    0.01  6.0  2    0.52  6.7  113 6.0  0.01  6.5  2    ‐  ‐  ‐    0.28  7.9  71 7.0  ‐  ‐  ‐    ‐  ‐  ‐    0.18  8.7  50 8.0  ‐  ‐  ‐    ‐  ‐  ‐    0.10  9.6  30 9.0  ‐  ‐  ‐    ‐  ‐  ‐    0.06  10.3  19 10.0  ‐  ‐  ‐    ‐  ‐  ‐    0.03  11.1  11 

12 

 APPENDIX B – PRELIMINARY METALLURGICAL TESTWORK 

Notes 

1. The metallurgical testwork program was undertaken by ALS Metallurgy Pty Ltd (Perth) under the supervision of Orway Mineral Consultants Pty Ltd (“Orway”), a minerals industry consultancy based in Perth, Western Australia, which is independent of Sarama. 

2. Sample selection ensured representivity in terms of gold grade, mineralisation style, weathering type and spatial distribution.    In  total, 21  individual samples, weighing a  total of approximately 345kg, were collected  from  the MM and MC Prospects. 

3. The samples from the MM Prospect were sub‐categorised into ‘base’ and ‘variability’ samples in order to examine the effect of the above‐mentioned factors on the overall metallurgical extraction. 

4. Gravity  recovery  tests were  conducted  on  all  21  individual  samples,  initially  at  a  P80  grind  size  of  75μm  and subsequently at a P80 grind size of 45μm.  In all tests, the gravity concentrate was subjected to amalgamation and the amalgam tail was returned to the gravity tail. 

5. Cyanidation  tests were conducted on  the gravity  tail  for all 21  individual samples  initially at a P80 grind size of 75μm and subsequently at a P80 grind size of 45μm.  Conditions for these leach tests were pre‐oxygenation for 12 hours, 40% slurry density by weight, sufficient hydrated lime (60% CaO) to adjust pH to approximately 12.0, NaCN solution strength of 0.10% weight by volume (maintained above 0.025%) and a leach residence time of 48 hours with oxygen injection.  The P80 45μm grind size tests on the fresh material were conducted with 200g/t Pb(NO3)2 added. 

6. Mineralogical analyses were conducted on the leach residue for 4 of the individual fresh cyanidation samples. 

7. A series of scout and bulk flotation tests was undertaken on a composite sample of the fresh mineralisation to produce  a  feedstock  for  further process  testwork.    Scout  flotation  tested  sensitivity  to  grind  size  and  reagent addition. 

8. Mineralogical analyses were conducted on the bulk flotation concentrate and tail. 

9. The bulk flotation concentrate was used as a feedstock for ultra‐fine grinding (“UFG”) testwork as P80 grind sizes of 20μm and 10μm.   UFG products were subjected  to cyanidation.   Conditions  for  these  leach  tests were pre‐oxygenation  for  12  hours,  20%  slurry  density  by weight,  sufficient  hydrated  lime  (60%  CaO)  to  adjust  pH  to approximately 10.5, NaCN solution strength of 0.25% weight by volume (maintained above 0.125%) and a  leach residence time of 48 hours with oxygen injection. 

10. The bulk flotation concentrate was also used as a feedstock for roasting testwork, using a grind size ‘as received’ from the flotation stage.  The roasting process created 2 product streams for cyanidation. 

The first cyanidation test was performed on roast calcine at a grind size  ‘as received’.   Conditions for the  leach tests included pre‐oxygenation for 12 hours, 20% slurry density by weight, sufficient hydrated lime (60% CaO) to adjust pH to approximately 10.5, NaCN solution strength of 0.25% weight by volume (maintained above 0.125%) and a leach residence time of 48 hours with oxygen injection. 

The second cyanidation test was performed on a P80 45μm re‐grind of the roast calcine.  Conditions for this leach test  included pre‐oxygenation for 12 hours, 20% slurry density by weight, sufficient hydrated  lime (60% CaO) to adjust pH to approximately 10.5, NaCN solution strength of 0.10% weight by volume (maintained above 0.05%) and a leach residence time of 48 hours with oxygen injection. 

11. Mineralogical analysis was conducted on the leach residue of the calcine product that was re‐ground to P80 45μm.

13 

Table B1 – Direct Cyanidation Performance – Individual Oxide and Fresh Samples 

Prospect Material Type 

Sample ID  Base/Variability Assayed 

Head Grade 

P80 75 Micron Grind  P80 45 Micron Grind 

Gravity 48 hr Direct Cyanidation 

Total Extraction  Gravity 48 hr Direct Cyanidation 

Total Extraction 

             

        g/t Au  %  %  %  %  %  % 

                     MM  Oxide  METMM006  Base  4.21  1.3  94.3  95.6  4.7  91.0  95.8   Oxide  METMM015  Base 2.78  0.5  86.6  87.1  1.9  86.2  88.1   Oxide  METMM016  Base 2.39  0.2  91.8  92.0  0.7  90.6  91.2   Oxide  METMM018  Base 1.31  0.4  97.7  98.1  2.3  97.0  99.2 

  Arithmetic Average – Base Oxide Samples  2.67  0.6  92.6  93.2  2.4  91.2  93.6 

  Oxide  METMM004  Variability 8.24  1.7  87.1  88.8  5.2  85.0  90.2   Oxide  METMM007  Variability 6.23  8.8  84.8  93.6  12.4  82.1  94.5   Oxide  METMM017  Variability 4.88  0.3  92.3  92.5  0.2  91.7  91.9 

  Fresh  METMM003  Base 2.50  1.4  31.6  33.0  6.7  29.3  36.0   Fresh METMM005  Base 1.31  2.2  36.9  39.1  5.1  46.0  51.1   Fresh METMM009  Base 1.19  2.6  34.7  37.3  5.2  42.2  47.4   Fresh METMM010  Base 1.82  0.3  38.5  38.8  3.8  39.8  43.6   Fresh  METMM011  Base  4.02  1.3  63.6  64.9  3.9  61.1  65.0   Fresh METMM013  Base 1.98  0.1  26.5  26.6  0.3  27.9  28.2   Fresh METMM014  Base 3.54  1.0  16.1  17.0  0.1  16.0  16.1 

  Arithmetic Average – Base Fresh Samples  2.34  1.3  35.4  36.7  3.6  38.0  41.6 

  Fresh  METMM001  Variability  7.80  0.1  18.7  18.8  0.4  20.8  21.2   Fresh  METMM002  Variability  7.82  0.2  26.9  27.2  0.7  35.8  36.5   Fresh METMM008  Variability 7.53  1.9  36.8  38.7  1.7  37.8  39.5   Fresh  METMM012  Variability  7.90  0.3  10.7  11.0  1.1  24.0  25.2 

MC  Fresh  METMC001  Variability  2.85  0.1  8.6  8.7  ‐  ‐  ‐   Fresh  METMC002  Variability  8.55  0.2  3.1  3.3  ‐  ‐  ‐   Fresh  METMC003  Variability  3.49  0.5  0.1  0.6  ‐  ‐  ‐ 

14 

Table B2 – Flotation Performance – Fresh Master Composite 

Test Series  Grind Size  Head Grade Mass Pull to Concentrate 

Recovery to Concentrate 

Concentrate Grade 

Gold  Sulphur  Gold  Sulphur 

    g/t Au  %  %  %  g/t Au  % 

Scout – High Reagent 1,3,5  75μm  3.28 (calc.)  5.2  93.4  99.1  59.40  19.4 Scout – Low Reagent 1,4,5  75μm  3.17 (calc.)  5.2  93.4  99.1  56.90  19.4 Scout – Low Reagent 1,4,5  106μm  3.20 (calc.)  5.8  94.4  99.1  52.10  18.0 Scout – Low Reagent 1,4,5  125μm  3.21 (calc.)  5.8  94.0  99.1  52.30  18.3 Scout – Low Reagent 1,4,5  150μm  3.18 (calc.)  5.8  94.4  99.1  51.30  17.5 Scout – Low Reagent 1,4,5  175μm  3.14 (calc.)  6.7  92.9  99.0  43.20  14.2 

Bulk Flotation – Low Reagent2,4,6  150μm  3.49 (calc)7  6.1  93.8  ~1008  52.45  16.8 

 1. Scout tests conducted on ~500g samples using 4 stage rougher flotation, 2 mins residence for each of the 1

st 3 stages & 4 mins for final stage 

2. Bulk flotation conducted on 17kg sample using 4 stage rougher flotation, 4 mins residence for each of the 1st 3 stages & 8 mins for final stage 

3. High reagent test series refers to reagent addition of 100g/t PAX collector (1 minute) and 50g/t CuSO4 conditioning (3 minutes) 

4. Low reagent test series refers to reagent addition of 50g/t PAX collector (1 minute)  and 25g/t CUSO4 conditioning (3 minutes) 

5. Polyfroth® W22 frothing agent added in rougher cells 1 & 2, all other scout tests had frothing agent added at conditioning stage 

6. MIBC frothing agent added at conditioning stage 

7. Flotation head grade calculated using gravity  +flotation system gold balance and then subtracting gravity gold component 

8. Calculated using assays of feed and concentrate grade and rounded down to 100% 

 

 

Table B3 – Oxidation Performance – Fresh Master Composite Bulk Flotation Concentrate 

Test Series   Concentrate Grade  Roast Calcine Grade 

Extent of Oxidation Sulphur (Sulphide) Head Grade  Gold 

Sulphur (Sulphide) 

Gold Sulphur (Sulphide) 

  g/t Au  g/t Au  %  g/t Au  %  % 

Roast 1  3.513 52.45  16.7  57.00  0.08  99.6 Roast ‐ 45μm Calcine Regrind

 2  3.51

3 52.45  16.7  60.50  <0.02  100.0 

 1. Two‐stage roast on 250g flotation concentrate feed, stage 1 – 120 minutes @ 550°C, stage 2 – 120 minutes @ 700°C, 12.2% mass loss 2. Two‐stage roast on 150g flotation concentrate feed, stage 1 – 120 minutes @ 550°C, stage 2 – 120 minutes @ 700°C, 12.5% mass loss 3. Head grade calculated from gravity + flotation system mass balance 

 

15 

Table B4 – Gold Recovery Performance by Process Stage – Fresh Mineralisation 

      Gold Recovery for Process Stage 

Test Series  Grind Size  Head Grade  Gravity Direct Leach 

Flotation Flotation 

Concentrate Leach 

Flotation Tail Leach 

    g/t Au  %  %  %  %  % 

Direct Cyanidation – Average of Base Individual Samples  75μm  2.34  1.3  35.4  ‐  ‐  ‐ Direct Cyanidation – Average of Base Individual Samples  45μm  2.34  3.6  38.0  ‐  ‐  ‐ Direct Cyanidation – Fresh Master Comp.  45μm  3.321  0.9  33.5  ‐  ‐  ‐ 

20 μm UFG ‐ Fresh Master Comp. Flotation Concentrate  150μm/20μm float con.  3.512  0.4  ‐  93.8  41.7  65.2 10 μm UFG ‐ Fresh Master Comp. Flotation Concentrate  150μm/10μm float con  3.512  0.4  ‐  93.8  48.0  65.2 

Roast ‐ Fresh Master Comp. Flotation Concentrate  150μm  3.512  0.4  ‐  93.8  88.2  65.2 Roast with 45μm Calcine Regrind ‐ Fresh Master Comp. Float Con.  150μm/45μm calcine  3.512  0.4  ‐  93.8  91.5  65.2 

1. Head grade calculated from gravity + direct leach system mass balance 2. Head grade calculated from gravity + flotation system mass balance 

  Table B5 – Overall Gold Extraction Performance – Fresh Mineralisation 

      Contribution to Overall Gold Extraction   

Test Series  Grind Size  Head Grade  Gravity Direct Leach 

Flotation Concentrate 

Leach 

Flotation Tail Leach 

Overall Extraction 

    g/t Au  %  %  %  %  % 

Direct Cyanidation – Average of Base Individual Samples  75μm  2.34  1.3  35.4  ‐  ‐  36.7 Direct Cyanidation – Average of Base Individual Samples  45μm  2.34  3.6  38.0  ‐  ‐  41.6 Direct Cyanidation – Fresh Master Comp.  45μm  3.321  0.9  33.5  ‐  ‐  34.4 

20 μm UFG ‐ Fresh Master Comp. Flotation Concentrate  150μm/20μm float con.  3.512  0.4  ‐  39.0  4.0  43.4 10 μm UFG ‐ Fresh Master Comp. Flotation Concentrate  150μm/10μm float con  3.512  0.4  ‐  44.9  4.0  49.3 

Roast ‐ Fresh Master Comp. Flotation Concentrate  150μm  3.512  0.4  ‐  82.4  4.0  86.8 Roast with 45μm Calcine Regrind ‐ Fresh Master Comp. Float Con.  150μm/45μm calcine  3.512  0.4  ‐  85.4  4.0  89.9 

1. Head grade calculated from gravity + direct leach system mass balance 2. Head grade calculated from gravity + flotation system mass balance 

16 

APPENDIX C – CONFERENCE CALL INTERNATIONAL NUMBERS 

 

Argentina  08004446729

Australia  1800354715

Austria  0800296101

Belgium  080073590

Brazil  08008922130

Bulgaria  008001171118

Canada  18884473085

Chile  12300208929

China, China Telecom  108002640084

China, China Unicom  108006400084

Czech Republic  800142553

Denmark  80887204

Finland  0800915721

France  0800916748

Germany  08001821244

Hong Kong  800968831

Hungary  0680018521

India  0008006103116

India, Bharti Airtel access  0008006105026

Indonesia  00180306130660

Ireland  1800556432

Israel  1809259102

Italy  800870537

Mexico  0018005146729

Netherlands  08000224523

New Zealand  0800452569

Norway  80019205

Peru  080054976

Portugal  800819455

Russian Federation  81080020182012

Singapore  8006162236

South Africa  0800998026

Spain  900996480

Sweden  020795445

Switzerland  0800562703

United Arab Emirates  8000174259

United Kingdom  08082347860

United States  18662421388