Production rate optimisation – avoiding the temptation of tonnage

H
e
ad
 G
ra
d
e
 (%
 C
u
)
P
rod
uc
ti
on
 R
at
e
 (t
pa
)
Year

---

Production rate optimisation – avoiding the temptation of tonnage 
P. McCarthy 
8 
Strategic versus Tactical Approaches in Mining 2011, Perth, Australia 
Table 1 
Values of k for selected Australian metal mines, annual data 
Name 
Period 
Minerals 
Method 
k 
R
2
 
Comment 
Osborne 
1997–2005 
Cu/Au 
UG 
2.10 
0.536
Mt Lyell 
1934–1974 
Cu/Ag/Au 
Mainly OC 
1.21 
0.358
Peak 
1993–2008 
Pb/Ag/Zn/Cu/Au 
UG 
1.12 
0.610
Mt Lyell 
1900–1933 
Cu/Ag/Au 
UG and OC 
0.94 
0.526 Early years of mining 
Mount Morgan 
1933–1981 
Cu/Ag/Au 
OC 
0.52 
0.214
Broken Hill 
1900–2008 
Pb/Ag/Zn 
UG 
0.51 
0.400 Multiple mines on 
one orebody 
Argyle 
1979–2008 
Diamonds 
OC 
0.48 
0.192
Rum Jungle 
1954–1970 
U/Cu 
OC 
0.48 
0.342
McArthur River 
1995–2008 
Pb/Ag/Zn 
UG 
0.41 
0.458
Kambalda 
1967–2004 
Ni 
UG 
0.36 
0.597
Century 
2000–2008 
Pb/Ag/Zn 
OC 
0.35 
0.563
Mary Kathleen 
1959–1982 
U 
OC 
0.34 
0.146
CSA 
1968–2007 
Pb/Ag/Zn/Cu 
UG 
0.29 
0.122
Olympic Dam 
1988–2008 
Cu/U/Ag/Au 
UG 
0.28 
0.811
Cannington 
1997–2008 
Pb/Ag/Zn 
UG 
0.28 
0.648
Rosebery 
1937–1980 
Pb/Ag/Zn/Cu/Au 
UG 
0.28 
0.705 Milled multiple 
mines after 1980 
Ranger 
1982–2008 
U 
OC 
0.27 
0.611
Woodcutters 
1986–1999 
Pb/Ag/Zn 
Mainly UG 
0.26 
0.218
Mt Lyell 
1975–2008 
Cu/Ag/Au 
UG 
0.21 
0.170 Non-selective caving 
since 1995 
Moonta 
1890–1923 
Cu 
UG and OC 
0.21 
0.162
Woodlawn 
1979–1989 
Pb/Ag/Zn/Cu/Au 
OC 
0.13 
0.113
Mt Isa Copper 
1943–2008 
Cu 
UG 
0.11 
0.151
Mt Isa Lead 
1931–2005 
Pb/Ag/Zn 
UG 
0.10 
0.271
Table 2 
Values of k for selected Australian gold mines 
Name 
Period 
Minerals 
Method 
k 
R
2
 
Comment 
Beaconsfield 
1999–2010 
Au 
UG 
0.88 
0.207 Quarterly data 
Henty 
1996–2007 
Au 
UG 
1.02 
0.641 Six monthly data 
The two gold mine examples are from narrow-vein high-grade mines, suggesting that a value closer to k = 1 
may apply. More research is required. The use of k in optimisation is illustrated in the following two 
examples. 

---

Keynote Address — Strategic Planning and Scheduling 
Strategic versus Tactical Approaches in Mining 2011, Perth, Australia 
9 
5.1 
Example 1 
A mine is operating at a rate of 1 Mtpa at a head grade of 2% Cu. An expansion to 1.5 Mtpa is proposed and 
a value of k = 0.3 is inferred from similar deposits. The new head grade can be calculated from:
G
2
= G
1
(1 - k (t
2
- t
1
)/t
1
) 
(2) 
G
2
= 2 × (1 - 0.3 × (1.5 - 1.0)/1) 
G = 1.7% Cu. 
5.2 
Example 2 
A planned underground gold mine is based on an ore reserve of 18 Mt at 5 g/t Au. The orebody extends 
over 600 vertical metres. Adopting an equivalent vertical advance rate of 50 m/year gives a mine life of 
12 years and a production rate of 1.5 Mtpa. It is assumed that the competent person preparing the ore 
reserve estimate allowed for dilution at a mining rate of 1.5 Mtpa. A value of k = 0.5 is inferred from similar 
deposits. Using the approach in Example 1, the following head grades can be predicted: 
Rate (Mtpa) 
Grade (g/t) 
0.5 
1.0 
1.5 
2.0 
2.5 
6.7 
5.8 
5.0 
4.2 
3.3 
This information can be used in financial modelling to further optimise the production rate.
6 
Estimating the value of k 
As a first approach to estimating the grade-rate relationship, it is possible to estimate the head grade that 
would result from applying the selected cutoff grade at specific mining rates as follows: 
 Assuming that the exploration drilling is representative, at a mining rate of zero (i.e. with infinite 
selectivity) the head grade would be close to the average grade of the above-cutoff drill intercepts 
composited to minimum mining width. From this the intercept value on the grade axis can be 
derived. 
 Using the most selective practical mining method the resulting head grade can be estimated from 
the dilution history of similar operations. Such selective methods might include the use of a 1.0 m 
wide bucket on a 60 t excavator in an open pit, or hand-held cut and fill underground mining. In 
either case intensive grade control would be assumed and a vertical advance rate of around 30 m 
per year might be expected. 
 Using a conventional approach to planning with a vertical advance rate of around 50 m per year, 
the head grade at the chosen cutoff grade can be estimated. 
 An upper limiting case occurs in an open pit when the rate is limited by the highest benches and 
the largest equipment that can operate within the pit. In an underground mine, the limit might 
occur using sublevel open stoping with a highly regularised stope shape and unlimited advanced 
development. In either case a vertical advance rate approaching 100 m per year would apply. The 
geometric dilution would be substantial and grade control would be ineffective. 
 A limiting value for k is set by assuming that the additional tonnage mined is all pure waste. 
Using the above point estimates, a curve can be fitted to give a grade-tonnage relationship, or to estimate 
the value of k, for any selected cutoff grade. 

---

Production rate optimisation – avoiding the temptation of tonnage 
P. McCarthy 
10 
Strategic versus Tactical Approaches in Mining 2011, Perth, Australia 
An example is provided by the history of one high-grade gold deposit. Highly selective mining in the 19th 
century gave a head grade of 90 g/t Au, whereas modern hand-held cut and fill methods gave a head grade 
of 30 g/t Au. This fell to 15–20 g/t Au using mechanised cut and fill and was estimated to have fallen 
further, to an estimated 10 g/t Au, if sublevel benching had been attempted. The cutoff grade was about 
the same for each period; only the rate of mining changed, with an associated impact on dilution. 
7 
Conclusion 
The mine production rate should be selected based on studies which will identify the maximum return on 
investment over a range of sensitivity scenarios. While unit (per tonne) capital and operating costs may be 
reduced as the mining rate is increased, other negative influences become important. The influence of the 
mining rate on head grade is a key consideration. Mine planning models should incorporate a mechanism 
for recognising the real-world relationship between mining rate and head grade. 
References 
Hoover, H.C. (1909) Principles of Mining, McGraw-Hill, New York, pp. 153–160. 
McCarthy, P.L. (1993) Economics of Narrow Vein Mining, in Seminar Narrow Vein Mining, Australasian Institute of Mining and 
Metallurgy, 17–18 June, Bendigo, Australia, pp. 89–97. 
McCarthy, P.L. (2010) Setting Plant Capacity, Metallurgical Plant Design and Operating Strategies, Transactions of the Institution of 
Mining and Metallurgy – Section C, Vol. 119, No. 4, pp. 184–190. 
Mudd, G.M. (2009) The Sustainability of Mining in Australia: Key Production Trends and Their Environmental Implications for the 
Future, Research Report No RR5, Department of Civil Engineering, Monash University and Mineral Policy Institute, Revised 
April 2009. 
Smith, L.D. (1997) A Critical Examination of the Methods and Factors Affecting the Selection of an Optimum Production Rate, CIM 
Magazine, Bulletin Vol. 90, No. 1007, February 1997. 
Tatman, C.R. (2001) Production Rate Selection for Steeply Dipping Tabular Deposits, Mining Engineering, October 2001, pp. 62–64.