INPI-France/Brevets-Francais-2024-Chunked huggingface dataset:
L’invention concerne un procédé de production d’un mélange de terbium-dysprosium ou de dysprosium à partir d’un mélange de terres rares en solution, ledit procédé comprenant au moins deux étapes consécutives de séparation par extraction liquide-liquide, réalisées à l’aide de deux solvants différents, S1 et S2 : – la première étape de séparation est réalisée à l’aide du solvant S1 qui comprend au moins un agent d’extraction anionique, – la deuxième étape de séparation est réalisée à l’aide du solvant S2 qui comprend au moins un agent d’extraction cationique.
De préférence, le mélange de terres rares en solution comprend un premier groupe de terres rares TRL M comprenant les éléments Sm, Eu, Gd, Tb et Dy, et un deuxième groupe de terres rares TRL L comprenant les éléments Ho, Er, Tm, Yb, Lu et Y.
La première étape de séparation sépare préférentiellement les éléments compris dans le groupe TRL L des éléments compris dans le groupe TRL M .
La deuxième étape de séparation sépare préférentiellement entre eux les éléments compris dans le groupe TRL M pour isoler le mélange terbium-dysprosium ou le dysprosium.
Le mélange de terres rares en solution peut être une solution issue de minerais riches en terres rares lourdes, de préférence le xénotime ou les argiles ioniques.
Selon un mode de réalisation, le mélange de terres rares en solution est un mélange de nitrates de terres rares en solution.
Le mélange de terres rares en solution peut comprendre au moins 50% molaire de TRL L , de préférence au moins 70% molaire de TRL L .
Selon un mode de réalisation, le mélange de terres rares en solution est soumis à une première étape de séparation au moyen du solvant S1, générant une fraction comprenant les éléments compris dans le groupe TRL M , ladite fraction étant par la suite soumise à une deuxième étape de séparation au moyen du solvant S2, l’un des produits de ladite deuxième séparation étant un mélange de terbium-dysprosium ou de dysprosium.
Selon un autre mode de réalisation, le mélange de terres rares en solution est soumis à une première étape de séparation au moyen du solvant S1, générant une fraction comprenant les éléments compris dans le groupe TRL M , ladite fraction étant mélangée par la suite avec une solution pré-enrichie en terres rares lourdes issue de minerais riches en terres rares légères, de préférence la monazite ou la bastnaésite, ladite fraction étant soumise à une deuxième étape de séparation au moyen du solvant S2.
Les minerais, tels que la monazite ou la bastnaésite comprennent principalement des terres rares dites « légères ». Une étape d’extraction liquide-liquide peut être d’abord effectuée pour séparer les terres rares « légères » des terres rares lourdes. Le mélange de terres rares lourdes ainsi obtenu peut alors être soumis au procédé objet de la présente invention.
Les minerais comprenant principalement des terres rares lourdes, tels que le xénotime ou les argiles ioniques peuvent être soumis à une première séparation entre les terres rares « légères » et lourdes.
La solution pré-enrichie en terres rares lourdes issue de minerais riches en terres rares légères comprend de préférence au moins 80% molaires de terres rares lourdes, de préférence au moins 95% molaires de terres rares lourdes, lesdites terres rares lourdes comprenant au moins 60% molaires d’éléments compris dans le groupe des TRL M , de préférence au moins 80% molaires de d’éléments compris dans le groupe des TRL M.
Dans ce mode de réalisation, le produit de la deuxième étape de séparation contenant le terbium et le dysprosium est soumis à une troisième étape de séparation à l’aide du solvant S2 générant un mélange de terbium-dysprosium ou de dysprosium.
En variante, les étapes de séparation sont réalisées au moyen de batteries de mélangeurs-décanteurs ou de colonnes d’extraction liquide-liquide.
(EQ4.1) le moment d’ordre 2 de s’écrit :
(EQ4.2) la variance de s’écrit :
Les moyens 29 pour le pilotage de l’électro aimant 8 comportent une alimentation stabilisée 29 1 et un boîtier de commande 29 2 de l'électro aimant. Ce dernier produit le champ magnétique qui agit sur le matériau magnétique (ou sur la vis magnétique 10).
Les moyens 24 comportent l'ordinateur 24 1 proprement dit et un châssis 24 2 d'acquisition de données. Les données relatives à l'électro aimant et les données provenant du capteur 12 sont envoyées vers le châssis 24 2 d'acquisition de données, lequel produit des données numériques correspondantes 25.
La représente d’une part la consigne appliquée à l’électroaimant 8 (avec son changement d’état) et la réponse oscillatoire du système à caractériser. La consigne ou l’état de l’électroaimant 8 est caractérisé(e) par les niveaux I et II représentés sur cette figure : on applique, par passage du niveau I au niveau II, un échelon de contraintes au capteur 12 que l’on veut étalonner ou qualifier. La réponse oscillatoire temporelle de ce dernier est représentée sur cette même figure. La représente cette même réponse en termes fréquentiels (courbe II r , la courbe I e représentant la fréquence d’excitation), il s’agit donc de la fonction de transfert du système.
Les figures 4A – 4D représentent la comparaison de signaux temporels (figures 4 A et 4C) et fréquentiels (figures 4B et 4D, sur lesquelles la courbe II r , représente la réponse du capteur, la courbe I e représentant la fréquence d’excitation) pour une sollicitation de type compression :
a) figures 4A - 4B : on applique d’abord une charge de 4 g puis un déchargement à -2.5 g (qui correspond, dans cet exemple, à l’état final « sans sollicitation », dû à la masse de la vis aimantée ; même commentaire pour les autres figures 4B-4D) ; on reconnaît, en , les 2 états I et II de l’échelon appliqué par l’électroaimant ;
b) figures 4C – 4D : l’état initial « sans sollicitation » est à -2.5 g puis on réalise un chargement à 4 g (état final). Dans ce cas, l’effort est inversé par rapport aux figures précédentes, puisqu’on passe de l’état II à l’état I.
La consigne d’alimentation de l’électroaimant est ici de 24 V : l’état « à vide », c’est-à-dire ne générant aucune contrainte sur le capteur (état II) étant pour une alimentation de 0 V, l’état de mise sous contrainte (état I) pour une alimentation de 24 V.
Ces figures 4A - 4D montrent que l’on peut tester la réponse du capteur en chargement ou en déchargement, par exemple en passant d’un état initial à un état final ou d’un état final à un état initial juste en changeant la polarité de l’électroaimant. Il n’y a aucune autre modification du dispositif à effectuer, ce qui garantit des conditions de mesure identiques et constantes d’une mesure à l’autre.
Les figures 5A – 5B représentent des signaux temporels obtenus pour une sollicitation :
- en compression ( ) à 10 g, suivie d’un déchargement à -2.5 g (état « à vide ») ;
- ou en traction ( ) à -10 g, suivi d’un déchargement à -2.5 g (état à vide).
Là encore, on reconnaît, en , les 2 états I et II de l’échelon appliqué par l’électroaimant 8.
La représente l’évolution de la variation de masse (axe vertical, en g) vu par le capteur 12, en fonction du déplacement de l’électroaimant (selon 2 axes X et Y perpendiculaires entre eux), sur une partie de la pleine échelle du capteur (dans cet exemple : de 2 g à 7 g). Cette figure montre bien la présence d’une hystérésis du capteur. L’invention permet donc, en mesurant la réponse du capteur en compression, puis en traction, ou l’inverse, d’identifier une telle hystérésis. Elle permet donc d’identifier des données de la courbe d’hystérésis du capteur.
La illustre la répétabilité d’une mesure selon l’invention. 50 essais ont été réalisés sur un capteur de 10 g d’étendue de mesure. La durée de chaque test est de 5 secondes, et l’échantillonnage est de 1 kHz (nombre de points : 5000).
La valeur maximale (respectivement : minimale) de l’écart type est de 0,14 (respectivement : 0,0085), et sa moyenne est de 0,0233.
La répétabilité constatée pour une même mesure selon l’invention est donc très bonne.
L’invention concerne aussi un dispositif de contrôle d’un amortisseur du train d’atterrissage d’un aéronef, l’amortisseur étant disposé entre une partie fixe et une partie mobile du train d’atterrissage, la partie fixe et la partie mobile étant reliées par un élément articulé à au moins deux points de pivotement, le dispositif étant caractérisé en ce qu’il comporte des moyens de :
- détection automatisée de données de géométrie relatives à l’élément articulé par reconnaissance visuelle de points cinématiques spécifiques,
- détermination d’un enfoncement de l’amortisseur en fonction des données de géométrie détectées,
- comparaison de l’enfoncement déterminé avec une plage prédéterminée de valeurs admissibles.
En conséquence, l’invention vise aussi un programme d’ordinateur sur un support d’informations, ce programme étant configuré pour être mis en œuvre dans un ordinateur, ce programme comportant des instructions adaptées à la mise en œuvre des étapes d'un procédé tel que décrit ci-dessus.
illustre un amortisseur de type oléopneumatique,
illustre le même amortisseur dans un état d’enfoncement différent de la figure précédente,
illustre un procédé de contrôle d’un amortisseur du train d’atterrissage d’un aéronef, selon un mode de réalisation de l’invention,
illustre des cibles visuelles disposées sur des points cinématiques spécifiques du train d’atterrissage, selon un mode de réalisation de l’invention,
illustre un dispositif de contrôle d’un amortisseur du train d’atterrissage d’un aéronef, selon un mode de réalisation de l’invention.
Selon un aspect particulier de l’invention, le coefficient de corrélation est déterminé selon la formule :
Selon un autre aspect particulier de l’invention, l’estimation des paramètres caractéristiques comprend un calcul d’au moins certains des éléments appartenant au groupe comprenant :
à partir du coefficient de corrélation déterminé, puis approximé par sa moyenne et des moyennes et variances desdits au moins deux rapports signal sur interférence plus bruit déterminés à l’échelle logarithmique.
Ainsi, la technique de l’invention permet de calculer les expressions de la moyenne et de la variance à l’échelle logarithmique du maximum des SINRs. Connaître la moyenne et la variance, permet une optimisation de la couverture réseau de l’opérateur plus fine.
Selon un mode de réalisation, la moyenne du maximum calculé est calculée selon la formule :
, est la fonction de la densité de probabilité de la loi normale standard centrée réduite,
- calcul de l’énergie E 61 du signal , issu du filtrage par
- calcul de l’énergie E 62 du signal ,
- calcul d’un rapport entre E 61 et E 62 ,
- comparaison dudit rapport à un seuil d’énergie SE.
Si le rapport entre E 61 et E 62 est inférieur à SE, la présence d’une transition est considérée comme détectée. Si le rapport entre E 61 et E 62 est supérieur à SE, la présence d’une transition est considérée comme détectée. A cet effet, un paramètre Par 1 (si T1 a été choisi à l’issue de la sélection de la ) ou Par2 (si T2 a été choisi à l’issue de la sélection de la ) est mis :
Ainsi, selon l’invention, lorsqu’un transitoire est détecté dans la trame courante dans l’un ou les deux canaux, on applique à la trame courante le downmix T3 plutôt que le downmix T1 (ou T2). En effet les downmix T1 et T2 utilisent un filtrage par une réponse impulsionnelle qui a parfois tendance à étaler l’enveloppe du signal, ce problème est plus prononcé sur des sons transitoires comme des castagnettes, des claquements de ciseaux sur un enregistrement binaural simulant une coupe chez un coiffeur, etc.
Afin de limiter les artefacts potentiels dus au fondu enchaîné (bloc 612) entre méthodes de downmix, l’invention peut prévoir d’appliquer, en 614, une mise à l’échelle du signal en sortie de T1 (ou T2). Selon l’invention, une telle mise à l’échelle 614 met en œuvre les étapes suivantes :
- déterminer l’énergie E' du signal de downmix à la sortie de T1 (ou T2), de façon préférentielle avec un lissage, en effectuant les mêmes étapes que les étapes 708, 709, 710 de la ,
- déterminer le facteur d’échelle :
g’ =
- appliquer le facteur g’ audit signal de downmix en reprenant le principe de fonctionnement (avec lissage en début de trame) des blocs 712 et 714 de la .
A la différence du downmix à la , ici on applique une compensation directe du niveau du downmix en sortie de T1 ou T2, sans réinjecter de signal d’entrée.
La illustre une alternative du procédé de traitement de réduction de canaux décrite en référence à la .
4) de charges des cellules.
Pour cela, au cours de l’étape E5, on génère plusieurs réalisations de type Monte Carlo en variant les différentes métriques, décrites ci-dessus, et à chaque itération une nouvelle valeur de est calculée et enregistrée dans une mémoire vive M1 d’un système de surveillance de performance du réseau (respectivement d’un système de planification du déploiement du réseau ou d’un système d’optimisation de paramètres de fonctionnement du réseau) présenté ci-après en lien avec la .
A l’issue des itérations, on calcule une moyenne d’un ensemble de coefficients de corrélation calculés et enregistrés. A la fin de cette opération, le système de surveillance de performance du réseau (respectivement le système de planification du déploiement du réseau ou le système d’optimisation de paramètres de fonctionnement du réseau) n’enregistre que les coefficients de corrélation moyens pour un couple de cellules. La mémoire vive M1 du système de surveillance de performance du réseau (respectivement du système de planification du déploiement du réseau ou du système d’optimisation de paramètres de fonctionnement du réseau) n’a donc besoin que d’un nombre de cases mémoire faible : 1 seul coefficient moyen pour M 0 =2, 3 coefficients moyens pour M 0 =3, 6 pour M 0 =4, 10 pour M 0 =5, etc. La méthode proposée ci-dessus permet ainsi de réserver un espace mémoire limité pour enregistrer une fois pour toute les valeurs moyennes des coefficients de corrélation entre les SINRs mesurés pour des cellules voisines.
Dans un exemple de réalisation, on simule un réseau avec M =6 cellules. Comme expliqué précédemment, on néglige les cellules ayant une faible probabilité d’être serveuse, pour cela on fixe dB. On obtient donc M 0 =2, 3 ou 4 cellules potentiellement serveuses. On effectue 2000 réalisations de type Monte Carlo correspondantes à plusieurs valeurs possibles des métriques :
- de puissance moyenne en réception d’un signal émis par la première cellule (CELL 1 ) telle que ,
- d’écart type du « shadowing » : pour ,
- de ; où est la variance de ,
- de la charge des cellules ,
- des puissances moyennes en réception d’un signal émis par les autres cellules sachant que : Pour dB et pour . Pour pour et pour . Pour dB pour et pour
On génère 2000 réalisations de type Monte Carlo pour chaque valeur de Les moyennes des coefficients de corrélations pour un couple de cellules sont données dans le tableau 1 ci-dessous.
M 0 =2 -0,728 - - - - - M 0 =3 -0,681 -0,349 - 0,033 - - M 0 =4 -0,595 -0,342 -0,204 -0,038 0,058 0,191
Le Tableau 1 ci-dessus exprime les moyennes des coefficients de corrélations notées pour pour différentes valeurs de M 0 . La même procédure peut se réaliser pour des valeurs supérieures de
Ces différentes étapes référencées E1 à E5 permettent d’aboutir à la détermination, au cours d’une étape E6, de la moyenne et de la variance du maximum des SINRs à l’échelle logarithmique.
Il est à noter que l’étape référencée E3 peut être réalisée avant, après ou concomitamment aux étapes référencées E4 et E5.
Dans une étape E6, on détermine de manière itérative la moyenne et la variance du maximum deux à deux de SINRs en se basant sur l’étude C. E. Clark, “The greatest of a finite set of random variables," in Operations Research , Vol. 9, No. 2, 145-162, 1961 , et du coefficient de corrélation déterminé au cours de l’étape E5.
Le flux d’air comprimé ou le flux généré par la pompe de relevage allant de la troisième cuve 76c vers la première cuve 76a via la conduite du collecteur 7c permet de transporter des dépôts présents dans troisième cuve 76c vers la première cuve 76a.
De cette manière, les effluents circulant de la première cuve 76a vers la troisième cuve 76c sont progressivement débarrassés de la matière organique qu’ils contiennent et sont dès lors progressivement clarifiés.
Le système de recyclage 10 traite ainsi les effluents provenant de la cuvette 1a ou des cuvettes 1a, 1b pour générer un flux d’eau F2 sortant de station de traitement des effluents 70 et un flux de matière organique F1 s’accumulant essentiellement dans la première cuve 76a de la station de traitement.
Cette première cuve 76a constitue le réservoir de stockage R1 de matières organiques.
La quatrième cuve R0, dite cuve tampon, permet aux éventuelles particules contenues dans l’eau du flux d’eau extraite de se décanter.
Cette quatrième cuve R0 forme une réserve d’eau traitée par le système de recyclage.
De manière optionnelle, le dispositif selon l’invention pourrait comporter : - une conduite de collecte de méthane 8 généré dans l’une au moins desdites cuves de la station de traitement 70 ; et - un équipement de chauffe 6a agencé pour générer de la chaleur à partir dudit méthane collecté via la conduite de collecte.
Le méthane collecté est généré sous l’effet d’une méthanisation de matières organiques contenues dans les effluents et/ou dans le flux de matières organiques.
Un exemple d’équipement de chauffe peut être un bruleur appartenant au chauffe-eau 6a ou une pile à combustible fonctionnant au méthane et générant de l’électricité alimentant un chauffage (par exemple une résistance électrique).
La chaleur produite par l’équipement de chauffe est par exemple utilisée pour chauffer l’eau alimentant le premier robinet 4a et/ou le second robinet 4b et/ou pour chauffer une partie du dispositif sanitaire comme le premier conteneur 41 où se trouve la station de traitement 70 et/ou le second conteneur 42 où se trouve ladite au moins une cuvette 1a et/ou le chauffe-eau 6a chauffant l’eau alimentant le premier robinet 4a. Cette source de chaleur peut éventuellement être utilisée pour favoriser l’évaporation au niveau de l’évaporateur EV.
Préférentiellement, le système de recyclage 10 comporte une pompe de circulation P adaptée à forcer une circulation d’eau du flux d’eau extraite F2 desdits effluents vers l’entrée d’alimentation en eau 2a de chaque au moins une cuvette 1a, 1b.
La pompe de circulation P est reliée à un accumulateur de pression AC disposé en aval de la pompe de circulation P pour constituer une réserve d’eau sous pression disposée entre la pompe P et l’entrée d’alimentation en eau 2a de chaque au moins une cuvette 1a, 1b.
Plus précisément, cette accumulateur de pression AC est un réservoir à vessie ayant deux volumes internes au réservoir séparés l’un de l’autre par une vessie mobile de manière que la déformation / le déplacement de la vessie dans le réservoir AC selon une première direction de déformation / déplacement entraîne l’augmentation de l’un de ces volumes internes et une diminution de l’autre de ces volumes internes et inversement en cas de déformation / déplacement de la vessie selon une seconde direction de déformation / déplacement opposée à la première direction.
Un premier clapet antiretour C1 est disposé entre la pompe de circulation P et l’accumulateur de pression AC pour autoriser le passage d’eau de la pompe P vers l’accumulateur de pression AC et interdire le passage d’eau de l’accumulateur de pression AC vers la pompe de circulation P.
Ce mode de réalisation permet d’avoir une réserve d’eau sous pression y compris lorsque la pompe P est à l’arrêt, limitant ainsi le besoin d’actionnement de la pompe P.
Le système de recyclage 10 comporte aussi un système de posttraitement T1 disposé pour traiter le flux d’eau extraite F2 desdits effluents F0 et circulant vers l’entrée d’alimentation en eau 2a de chaque au moins une cuvette 1a, 1b.
En effet, soit deux variables aléatoires normales corrélées de variances respectives et . Soit le coefficient de corrélation entre ces deux variables. D’après les équations EQ 4.1 et EQ 4.3, la moyenne et la variance du maximum des deux variables dépend du coefficient par le biais de la quantité
Pour évaluer la précision de notre moyennage lors du calcul des coefficients de corrélation, on considére la métrique de l’erreur relative sur la quantité soit donc la quantité | .
Puisque nous avons 6 coefficients de corrélation à calculer pour chaque réalisation. Dans le tableau ci-dessous, on donne le pourcentage où l’erreur relative sur le calcul de est inférieure ou égale à 15%.
Approximation de Approximation de Approximation de Approximation de Approximation de Approximation de 98% 96% 91% 80% 82% 80%
Le Tableau 2 représente l’erreur relative sur la valeur de Les résultats du Tableau 2 justifient l’approximation par la moyenne du coefficient de corrélation puisque l’erreur relative est faible (<0.15) dans la majorité des cas.
Nous calculons maintenant le SINR i mesuré pour la cellule i . SINR i est le maximum entre l’ensemble des SINR provenant des serveuses potentielles pour le même scénario d’expérimentation.
Composés pâteux La composition selon l’invention peut également comprendre au moins un composé pâteux, plus particulièrement hydrocarboné apolaire ou polaire.
Par « composé pâteux », au sens de la présente invention, on entend un composé solide lipophile comportant à la température de 25 °C une fraction liquide et une fraction solide. Ainsi, un composé pâteux pourra présenter une température de fusion commençante inférieure à 25 °C.
Dans le cas de composé pâteux, le protocole de mesure est toutefois le suivant : Un échantillon de 5 mg de corps gras pâteux disposé dans un creuset est soumis à une première montée en température allant de -20 °C à 100 °C, à la vitesse de chauffe de 10 °C/minute, puis est refroidi de 100 °C à -20 °C à une vitesse de refroidissement de 10 °C/minute et enfin soumis à une deuxième montée en température allant de -20 °C à 100 °C à une vitesse de chauffe de 5°C/minute. Le point de fusion du corps gras pâteux est la valeur de la température correspondant au sommet du pic de la courbe représentant la variation de la différence de puissance absorbée en fonction de la température. Il est à noter que la fraction liquide en poids du corps gras pâteux à température ambiante est égale au rapport de l’enthalpie de fusion consommée à température ambiante sur l’enthalpie de fusion du corps gras pâteux. L’enthalpie de fusion du corps gras pâteux est l’enthalpie consommée par ce dernier pour passer de l’état solide à l’état liquide. Le corps gras pâteux est dit à l’état solide lorsque l’intégralité de sa masse est sous forme solide cristalline. Le corps gras pâteux est dit à l’état liquide lorsque l’intégralité de sa masse est sous forme liquide. L’enthalpie de fusion du corps gras pâteux est la quantité d’énergie nécessaire pour faire passer le corps gras pâteux de l’état solide à l’état liquide. Elle est exprimée en J/g. L’enthalpie de fusion du corps gras pâteux est égale à l’aire sous la courbe du thermogramme obtenu.
Parmi les composés pâteux susceptibles d’être utilisés dans la composition selon l’invention, on peut citer la vaseline (nom INCI Petrolatum) parmi les composés hydrocarbonés apolaires (en d’autres termes, des composés ne comprenant que des atomes de carbone et d’hydrogène dans leur structure).
A titre d’exemples, on peut citer les lanolines et leurs dérivés, comme les lanolines acétylées ou le lanolate d’isopropyle, et leurs mélanges.
On peut de même citer les esters dérivés de pentaerythritol, comme les produits de nom INCI Dipentaerythrityl Tetrahydroxystearate / Tetraisostearate, les triglycérides d’acides gras saturés ou d’acides gras hydrogénés comme les produits de nom INCI Caprylic / Capric / Myristic / Stearic Triglyceride, Hydrogenated Coco-Glycerides, et leurs mélanges.
Les esters d’huile de ricin hydrogénée, comme les produits de nom INCI Hydrogenated Castor Oil Dimer Dilinoleate (par exemple commercialisé sous la dénomination Risocast DA-L, par la société Kokyu Alcohol Kogyo) ou encore Hydrogenated Castor Oil Isostearate (commercialisé notamment sous la dénomination Salacos HCISV-L par la société Nisshin OilliO), peuvent convenir à la réalisation de l’invention.