INPI-France/Brevets-Francais-2024-Chunked huggingface dataset:
Typiquement, en considérant que le mix énergétique de l’Espagne induit un coût carbone par distance C(ES)/km de 0.15 mgCo2/km et que le mix énergétique de la France induit un coût carbone par distance C(FR)/km de 0.08 mgCo2/km, le tronçon R1 présente un coût carbone de 500*0.15+123*0.08, soit 84.84 mgCo2. Il est à noter que ce chiffre de 84.84 mgCo2 pour le tronçon R1 est uniquement donné à titre explicatif de l’invention mais ne correspond pas à une réalité. Par ailleurs, le coût carbone par distance et par pays peut être mis à jour périodiquement en fonction de la production réelle du pays au cours du temps et de l’évolution du mix énergétique.
Lorsque le coût carbone du tronçon R1 est déterminé, l’empreinte carbone Ec est incrémentée de ce coût carbone dans l’étape 37 . Si le tronçon R1 est le premier tronçon calculé, l’empreinte carbone Ec devient donc égale à 84.84 mgCo2. Par ailleurs, l’étape 37 peut également procéder à l’enregistrement de ce coût carbone du tronçon R1 dans la base de données 19 pour limiter le temps d’analyse futur pour ce tronçon. De préférence, le coût carbone d’un tronçon est enregistré dans la base de données 19 avec une durée de péremption de sorte que, lorsque cette durée de péremption est atteinte, le coût carbone soit supprimé. En outre, la base de données 19 peut également être complètement supprimée périodiquement ou suite à des évènements importants, par exemple une catastrophe qui modifie globalement le mix énergétique de nombreux pays.
Le procédé se poursuit ensuite par l’analyse des tronçons suivants R2 - R5 en retournant à l’étape 31 . Dans l’exemple de la , l’étape 32 permet d’extraire directement le coût carbone Cc(R2) et Cc(R3) des tronçons R2 et R3 . Par exemple, le coût carbone Cc(R2) peut être égal à 12.3 mgCo2 et le coût carbone Cc(R3) peut être égal à 8.2 mgCo2. Lorsque le coût carbone d’un tronçon est connu, celui-ci est directement incrémenté à l’empreinte carbone Ec dans l’étape 33 .
Ainsi, à l’issue des deux étapes 33 pour les tronçons R2 et R3 , l’empreinte carbone Ec devient donc égale à 84.84 mgCo2 + 12.3 mgCo2 + 8.2 mgCo2, soit 105.34 mgCo2.
En ce qui concerne le tronçon R4 , celui-ci n’est pas connu de la base de données 19 mais il est situé dans un seul pays : le Royaume-Unis. Ainsi, après les étapes 34 et 35 de géolocalisation et de projection, il suffit d’estimer la distance entre les deux géolocalisation des nœuds N4 et N5 , dans l’étape 36 , pour obtenir une seule distance parcourue. Dans l’exemple de la , cette distance est de 262 km. En considérant que le mix énergétique du Royaume-Unis induit un coût carbone par distance de 0.2 mgCo2/km, le tronçon R4 présente un coût carbone estimé à 0,2*262, soit un coût carbone de 52,4 mgCo2. A l’étape 37 de calcul du tronçon R4 , l’empreinte carbone Ec devient donc égale à 105.34+52,4, soit 157.74 mgCo2.
Pour certains tronçons, il est peut être intéressant de rechercher si ces tronçons utilisent un lien réseau spécifique. Typiquement, le tronçon R5 utilise classiquement un tunnel T1 reliant la pointe du Royaume-Unis à l’Islande. De manière analogue à la recherche de la frontière F1 du tronçon R1 , la position de l’entrée F2 du tunnel T1 peut être recherché dans l’étape 35 . Par exemple, l’entrée F2 du tunnel T1 peut être géolocalisée à la position gps 50,906; -3,474. En considérant que le tunnel T1 présente un coût carbone fixe de 0.01 mgCo2, il convient donc de rechercher le coût carbone entre le nœud N5 et l’entrée F2 du tunnel T1 ainsi que le coût carbone entre la sortie du tunnel T1 et le nœud N6 .
Dans l’exemple de la , la distance entre le nœud N5 et l’entrée F2 du tunnel T1 est estimée à 450 km alors que la distance entre la sortie du tunnel F1 et le nœud N6 est estimée à 13 km. En considérant que le mix énergétique du Royaume-Unis induit un coût carbone par distance de 0.2 mgCo2/km et que le mix énergétique de l’Islande induit un coût carbone par distance de 0.05 mgCo2/km, le tronçon R5 présente un coût carbone de 450*0.2+13*0.05+0.01, soit 90.66 mgCo2. A l’étape 37 de calcul du tronçon R5 , l’empreinte carbone Ec devient donc égale à 157.74 +90.66, soit 248.4 mgCo2.
L’étape 38 permet ainsi d’extraire l’empreinte carbone Ec pour un périphérique 14 et un seul flux réseau à 248.4 mgCo2.
En considérant une entreprise basée à Madrid et qui utilise un serveur de fichiers disposé à Reykjavik, on peut donc s’attendre à ce que l’empreinte carbone numérique de l’entreprise soit grandement impacté par la multiplicité des échanges réseaux entre ces deux points. Si l’entreprise envisage de déplacer ses serveurs à Paris, on peut s’attendre à ce que les échanges réseaux entre l’entreprise et les serveurs suivent uniquement les tronçons R1 et R2 . Ainsi, pour chaque flux réseau, on peut estimer que le coût carbone d’accès au serveur de fichiers passerait de 248.4 mgCo2 à 97.14 mgCo2 (84.84 mgCo2 + 12.3 mgCo2). Une entreprise qui utiliserait ce type d’information pourrait donc optimiser son architecture réseau pour minimiser son empreinte carbone globale.
Bien que l’exemple de la soit donné pour un périphérique 14 et pour un seul flux réseau, il est possible d’agréger plusieurs flux provenant d’un ou plusieurs périphériques 14 sans changer l’invention.
La représente une deuxième étape de montage de la structure de puisard 9 à la structure porteuse 2. Dans cette étape, la structure de puisard 9 est soulevée et mise à l’aplomb du puits 8, par exemple à l’aide d’un treuil. Puis celle-ci est descendue dans le puits de sorte que : - dans la première variante de montage, la couche de bois contreplaqué 21 fixée temporairement à l’anneau de support métallique 18 vienne se coller à la couche de mastic 20 de sorte à former les poutres de support 19, - dans la deuxième variante de montage, l’anneau de support métallique 18 vienne être placé au contact de la couche métallique 22 des poutres de support 19.
De plus, après avoir été descendue, la deuxième collerette de fixation 16 de la structure de puisard 9 est amenée au contact d’une extrémité des pieds de supportage 25. Dans l’exemple représenté, les pieds de supportage 25 comporte à ladite extrémité une vis de réglage en hauteur 28 s’étendant dans une direction parallèle à l’axe de puits 39 et une vis de centrage 29 s’étendant radialement par rapport à la structure de puisard 9.
En actionnant les vis de réglage en hauteur 28 des différents pieds de supportage 25 disposés tout autour du puits 8, il est possible de régler l’inclinaison de la structure de puisard 9. De manière analogue, actionnant les vis de centrage 29 des différents pieds de supportage 25 disposés tout autour du puits 8, il est possible de régler le centrage de la structure de puisard 9 par rapport au puits 8.
Lors de la mise en place de la structure de puisard 9 puis lors du réglage de l’inclinaison et du centrage, la couche de mastic 20 des poutres de support 19 est plus ou moins écrasée selon les zones par le poids propre de la structure de puisard 9 afin de reprendre les défauts de planéité de la structure porteuse 2.
Lors du centrage de la structure de puisard 9, il est possible de centrer la structure de puisard 9 avec les traçages réalisés sur la structure porteuse 2 et représentant les futurs emplacements des panneaux isolants et/ou des ondulations des membranes étanches ondulées. Ce centrage avec les traçages peut entrainer un désaxage 38 entre l’axe de révolution 39 du puits 8 et l’axe de révolution 40 de la structure de puisard 9, comme visible en . Néanmoins, malgré un éventuel désaxage, le support de la structure de puisard 9 sur la structure porteuse 2 est quand même assuré par les poutres de support 19.
Le procédé de montage prévoit ensuite une étape d’attente dans laquelle la structure de puisard 9 est maintenue en position jusqu’à ce que la couche de mastic est polymérisée, par exemple pendant une durée de 24h. Dans un autre mode de réalisation non représenté, pour la deuxième variante de montage, l’étape d’écrasement de la couche de mastic 20 pourrait être réalisée préalablement à la disposition de la structure de puisard 9 dans le puits 8, par exemple à l’aide d’une structure plus légère ayant des dimensions adaptées pour écraser l’ensemble des poutres de support 19 simultanément.
Dès lors que la couche de mastic 20 a polymérisé, les pieds de supportage 25 sont désassemblés de la structure porteuse 2.
La représente une troisième étape de montage de la structure de puisard 9 à la structure porteuse 2.
Comme visible sur cette figure, l’anneau de support métallique 18 comporte un corps principal annulaire 30 et une pluralité de portions déportées 31 réparties régulièrement autour de la structure de puisard 9. Chaque portion déportée 31 est décalée du corps principal annulaire 30 dans la direction parallèle à l’axe de puits 39 et vers la structure porteuse 2. Chaque portion déportée 31 fait saillie du corps principal annulaire 31 dans une direction radiale du récipient 11 et vers l’extérieur du récipient 11. Chaque portion déportée 31 présente une encoche 32 de forme oblongue.
Dans cette étape, des butées 33 de forme cylindrique à section circulaire sont disposées dans chacune des encoches 32 de l’anneau de support métallique 18 et sont soudées à la structure porteuse 2. Les butées 33 en coopérant avec les encoches 32 permettent de limiter le déplacement de la structure de puisard 9 dans la direction circonférentielle et également de limiter le déplacement de la structure de puisard 9 dans la direction radiale afin d’éviter tout endommagement des membranes étanches primaire 7 ou secondaire 5 et également tout endommagement des barrières thermiquement isolantes primaire 6 ou secondaire 4.
En soudant les butées 33 à la structure porteuse 2 après le positionnement de la structure de puisard 9, il est ainsi possible de s’affranchir des tolérances de fabrication et de montage et donc de faciliter le montage de la structure de puisard.
Il peut être avantageux après soudure partielle des butées 33 à la structure porteuse 2, de soulever la structure de puisard 9 de manière temporaire afin de terminer les soudures des butées 33 afin de faciliter l’opération de soudage. Dans ce cas, pour la première variante de montage et avant le soulèvement de la structure de puisard 9, les vis à bois 27 sont retirées.
Dans le cas d’une membrane étanche primaire 7 ou d’une membrane étanche secondaire 5 ondulée qui comporte une première série d’ondulations parallèles s’étendant dans une première direction et une deuxième série d’ondulations parallèles s’étendant dans une deuxième direction, l’installation peut comporter avantageusement quatre butées 33, deux des quatre butées 33 étant situées de part et d’autre de la structure de puisard et alignées avec le centre du deuxième récipient 11 dans la première direction et deux autres des quatre butées 33 étant situées de part et d’autre de la structure de puisard 9 et alignées avec le centre du deuxième récipient 11 dans la deuxième direction. Dans le mode de réalisation représenté, les butées 33 sont disposées entre deux poutres de support 19 adjacentes dans la direction circonférentielle du puits 8. Dans un autre mode de réalisation non représenté, les butées 33 sont décalées radialement de manière à être disposées au-delà de la forme de secteur annulaire des poutres de support 19.
De plus, dans le cas d’une installation de stockage 1 installée sur un navire 70, la première direction peut être avantageusement la direction longitudinale du navire 70 tandis que la deuxième direction peut être la direction transversale du navire 70.
Comme également visible sur la , l’anneau de support métallique 18 présente également des découpes 34 à l’aplomb des portions de goujons de fixation 23 faisant saillie des poutres de support 19. Ces découpes 34 permettent à l’anneau de support métallique 18 d’être situé à distance des goujons de fixation 23 et ainsi d’autoriser la déformation par contraction/dilatation thermique de la structure de puisard 9. Ces découpes 34 sont réalisées au niveau de l’extrémité libre du corps principal annulaire 30.
Dans le cas de la première variante de montage, les vis à bois 27 fixant temporairement la couche de bois contreplaqué 21 à l’anneau de support métallique 18 sont retirées par exemple à la fin de cette étape de montage.
Les liaisons électriques utilisés pour transmettre les signaux de sortie SG1 au dispositif transducteur 20 peuvent être (ou comprendre) des liaisons (ou connexions) physiques électriquement conductrices dont l’agencement peut varier selon le cas. Chaque liaison LN peut être formée par exemple en tout ou partie par au moins une piste électrique, par exemple une ou des pistes électriques formées sur une carte électronique (par exemple la carte de pilotage 32 illustrée en ). Chaque liaison peut éventuellement comprendre au moins une portion d’un câble ou un câble électrique (par exemple de type coaxial), tel que le câble 21 illustré en . Selon un exemple, une telle liaison électrique peut comprendre au moins une portion de piste électrique, et éventuellement aussi au moins une portion de câble électrique.
Sauf indication contraire, on considère dans ce qui suit par souci de simplification de l’exposé de la divulgation que le système de pilotage 100 utilise un unique pulseur 101 pour piloter un transducteur 22 du dispositif transducteur 20, bien que des variantes soient possibles où une pluralité de pulseurs 101 sont utilisés pour piloter un ou des transducteurs 22 du dispositif 20. Les modes de réalisation de la présente divulgation s’appliquent de façon analogue au pilotage d’un ou de transducteurs 22 par une pluralité de pulseurs 101.
Selon un exemple, l’unité de commande 12 est en outre apte à recevoir des signaux électriques SG1 en provenance du dispositif transducteur 20 suite à excitation induite par les ondes W1 émises. Ces signaux SG1 sont représentatifs d’ondes W2 ( ) reçues par le dispositif transducteur 20 en provenance du milieu M. Ces ondes W2 forment par exemple un écho ultrasonore, c’est-à-dire une réponse du milieu M aux ondes ultrasonores W1.
Le pulseur 101 (et plus généralement l’unité de commande 12) est contrôlé par l’unité de traitement 11. Cette dernière peut en particulier commander le pulseur 101 pour générer des signaux de sorties SG1 appropriés selon l’application considérée. Comme illustré en , l’unité de traitement 11 peut comprendre au moins un processeur 11 et une mémoire non volatile 13. Le système de pilotage 10 est ainsi configuré pour mettre en œuvre un procédé de pilotage pour piloter le dispositif transducteur 20 comme décrit ci-après dans des modes de réalisation particuliers. À cet effet, le système 10 peut comprendre un programme d’ordinateur PG1 stocké dans la mémoire non volatile 13, ce programme d’ordinateur PG1 comprenant tout ou partie des instructions pour la mise en œuvre dudit procédé. Le processeur 11 est configuré pour exécuter notamment les instructions définies par le programme d’ordinateur PG1.
La mémoire non volatile 13 ( ) peut correspondre à un quelconque dispositif de stockage (amovible et/ou non amovible) tel que celui décrit ci-avant en référence au système 10. Le dispositif de pilotage 60 peut également comprendre au moins un support lisible par ordinateur comme précédemment décrit en référence au système 10 (par exemple des supports de stockage informatique et/ou des supports de communication).
De façon analogue au système 90 ( ), le système de pilotage 100 représenté en comprend des régulateurs de tension 102a et 102b configurés pour alimenter électriquement le pulseur 101 à ses bornes d’alimentation, à savoir ses bornes d’alimentation positive SHV+ et SHV- respectivement. Pour ce faire, les régulateurs 102a et 102b (dit aussi PSU) délivrent une tension statique ou tension constante (dit aussi rail d’alimentation) pour alimenter le pulseur 101 à ses bornes d’alimentation.
Le système de pilotage 100 ( ) diffère cependant du système 90 ( ) en ce qu’il comprend en outre au moins un contrôleur 120, dit aussi bloc (ou unité) de modulation, configuré pour moduler les signaux de sortie SG1 émis depuis le pulseur 101 pour piloter le transducteur 22. Autrement dit, le ou les contrôleurs 120 sont agencés dans le système 100 (à savoir dans l’unité de commande 12 et/ou dans le dispositif transducteur 20 dans les exemples considérés) pour réaliser une modulation F1 des signaux de sortie SG1 générés en sortie OUT1 du pulseur 101 et envoyés en entrée IN2 du transducteur 22.
Le nombre de contrôleurs 120 ainsi que leur implémentation peuvent être adaptés selon le cas. Quelle que soit la forme du contrôleur 120 considéré, celui-ci a pour fonction de moduler (ou contrôler dans le temps) les signaux de sortie SG1 envoyés par le pulseur 101 au dispositif transducteur 20. Le système 100 peut ainsi inclure un unique contrôleur 120 ou une pluralité de contrôleurs 120 pour effectuer la modulation F1.
Dans la présente divulgation, la notion de modulation couvre toutes modifications au cours du temps d’au moins une caractéristique d’un signal, telle que sa puissance, sa tension, son courant, son spectre fréquentielle, son temps de montée (« rise time » en anglais) et/ou temps de descente (« fall time » en anglais), etc.
Des exemples d’implémentation du ou des contrôleurs 120 sont à présent décrits ci-après en référence à la . En particulier, le système 100 peut comprendre l’un quelconque, ou une pluralité, parmi les contrôleurs 120 suivants ( ) : - un contrôleur d’alimentation 122a et/ou 122b ; - un contrôleur de sortie 124 ; et - un contrôleur de retour 126.
Selon un exemple, le système de pilotage 100 comprend les contrôleurs d’alimentation 122a et/ou 122b.
Selon un exemple, le système de pilotage 100 comprend le contrôleur de sortie 124.
Selon un exemple, le système de pilotage 100 comprend le contrôleur de retour 126.
Selon un exemple, le système de pilotage 100 comprend les contrôleurs d’alimentation 122a et/ou 122b, le contrôleur de sortie 124 et le contrôleur de retour 126.
Plus particulièrement, selon un exemple, le contrôleur 120 comprend un (ou au moins un) contrôleur d’alimentation, 122a et/ou 122b, connecté à une borne d’alimentation du pulseur, à savoir à la borne d’alimentation positive SHV+ et/ou négative SHV- dans le cas présent ( ). Le système 100 peut ainsi comprendre uniquement le contrôleur 122a d’alimentation positive, ou uniquement le contrôleur 122b d’alimentation négative, ou les deux. Les contrôleurs d’alimentation 122a et 122b sont configurés pour contrôler respectivement dans le temps (ou moduler) une tension d’alimentation V+ et V- du pulseur 101.
L’installation d’un contrôleur d'alimentation 122a/122b implique avantageusement une mise en œuvre de complexité limitée, et donc de mise en œuvre aisée, pour moduler les signaux de sortie, notamment car le contrôleur d’alimentation est référencé à une tension fixe positive ou négative (celle délivrée par les régulateurs 102a/102b), et non à une tension variable bipolaire comme c’est le cas pour le contrôleur de sortie 124 par exemple qui reçoit la tension délivrée en sortie par le pulseur 101.
Le taux de silice utilisée est toujours inférieur au taux de noir utilisé, puisque la silice est une charge inorganique renforçante minoritaire dans la composition élastomérique. Préférentiellement, la silice représente 45% en poids ou moins du poids total de la charge renforçante, plus préférentiellement représente 40% en poids ou moins, plus préférentiellement représente 20% en poids ou moins du poids total de la charge renforçante.
Pour coupler la silice à l'élastomère diénique, on peut utiliser de manière bien connue un agent de couplage (ou agent de liaison) au moins bifonctionnel destiné à assurer une connexion suffisante, de nature chimique et/ou physique, entre la silice (surface de ses particules) et l'élastomère diénique. On utilise en particulier des organosilanes ou des polyorganosiloxanes au moins bifonctionnels. Par « bifonctionnel », on entend un composé possédant un premier groupe fonctionnel capable d’interagir avec la charge inorganique et un second groupe fonctionnel capable d’interagir avec l’élastomère diénique. Par exemple, un tel composé bifonctionnel peut comprendre un premier groupe fonctionnel comprenant un atome de silicium, le dit premier groupe fonctionnel étant apte à interagir avec les groupes hydroxyles d’une charge inorganique et un second groupe fonctionnel comprenant un atome de soufre, le dit second groupe fonctionnel étant apte à interagir avec l’élastomère diénique.
Typiquement le taux d’agent de couplage représente de 0,5% à 15% en poids par rapport à la quantité de charge inorganique renforçante. Ce taux est aisément ajusté par l'homme du métier selon le taux de silice utilisé dans la composition élastomérique de l’invention.
Les compositions élastomériques de l’invention peuvent également contenir des agents de recouvrement de la silice lorsqu’une telle charge est utilisée, permettant d'améliorer leur faculté de mise en œuvre à l'état cru. Ces agents de recouvrement sont bien connus (voir par exemple les demandes de brevet WO2006/125533-A1, WO2007/017060-A1 et WO2007/003408-A1), on citera par exemple des silanes hydrolysables tels que des hydroxysilanes (voir par exemple WO2009/062733-A2) des alkylalkoxysilanes, des polyols (par exemple diols ou triols), des polyéthers (par exemple des polyéthylène-glycols), des amines primaires, secondaires ou tertiaires, des polyorgano-siloxanes hydroxylés ou hydrolysables (par exemple des α, ω-dihydroxy-poly-organosilanes (voir par exemple EP0784072-A1).
La composition de l’invention comprend au moins un graphite. La composition élastomérique de l'invention peut contenir un seul graphite tel que décrit ci-dessous ou bien un mélange de plusieurs graphites tels que décrits ci-dessous.
Par graphite, on entend de manière générale un ensemble de plans de graphène empilés, le graphène étant un feuillet d’épaisseur atomique dans lequel les atomes de carbone sont organisés dans un réseau essentiellement hexagonal. Contrairement aux noirs de carbone précités, le graphite a donc une structure cristalline.
Le graphite peut être naturel ou bien synthétique. Lorsque le graphite est synthétique, il peut être notamment obtenu par un processus complexe de cuisson du coke de pétrole à très haute température.
Le graphite n’est pas considéré comme une charge renforçante et n’entre donc pas en compte dans le calcul des charges renforçantes. Le graphite est une charge et est donc pris en considération dans le calcul du taux total de charges.
Le graphite utilisable dans le cadre de la présente invention présente une taille de cristallites notée Lc comprise dans un domaine allant de 80 à 500 nm, plus préférentiellement allant 90 à 400 nm, plus préférentiellement 100 à 300 nm. La mesure de la taille des cristallites est décrite au paragraphe 1 de la partie méthodes et mesures.
Le graphite utilisable dans le cadre de la présente invention peut présenter une surface spécifique BET comprise dans un domaine allant de 10 à 50 m 2 /g ; de préférence allant de 15 à 40 m 2 /g , plus préférentiellement encore allant de 20 à 30 m 2 /g. La mesure de la surface spécifique BET est décrite au paragraphe 2 de la partie méthodes et mesures.
Le graphite utilisable dans le cadre de la présente invention peut présenter une distribution de taille de particules D 90 comprise dans un domaine allant de 50 à 150 µm, plus préférentiellement allant de 60 à 140 µm, plus préférentiellement encore allant de 70 à 130 µm. Le D 90 correspond au 90eme centile de la distribution en masse de taille des particules, c’est-à-dire que 90% en masse des particules ont une taille inférieure au D 90 et 10% en masse des particules ont une taille supérieure au D 90 . Il est exprimé en µm. La mesure du D 90 est décrite au paragraphe 3 de la partie méthodes et mesures.
Résultats des tests 4 :
Sur ce test, les blocs étaient immergés en dynamique, les vérins étaient asservis afin d’exercer des efforts mécaniques sur les blocs.
Les bancs ont effectué les mesures pendant 12 heures, sans aucunes coupures.
Résultats : les tests se sont bien déroulés.
A la suite des tests, afin d’améliorer l’étanchéité entre les deux blocs, nous avons rajoutés un joint supplémentaire plat. Ce joint a été découpé au laser dans nos ateliers.