text
stringlengths 303
32.6k
| meta
dict | stats
dict | simhash
float64 99,717,902B
18,235,916,470B
|
---|---|---|---|
Q: ¿Cómo separar las palabras que contiene un string en C++? 'Split ' ¿Cuál es la forma más eficiente de separar un string en c++? como el que se muestra en el código, el cual contiene espacios entre las palabras, este es el método que yo estoy usando actualmente.
#include <iostream>
#include <sstream>
int main(int argc, char** argv){
std::string str("Texto para dividir");
std::istringstream isstream(str);
while(!isstream.eof()){
std::string tempStr;
isstream >> tempStr;
std::cout << tempStr << std::endl;
}
return 0;
}
A: Lo de elegancia es algo difícil de decir, es cuestión de gustos. Pero la legibilidad del código siempre es importante. Por eso, este código se puede simplificar así: (a mi me parece más legible)
std::string tempStr;
while(isstream >> tempStr) {
std::cout << tempStr << std::endl;
}
Con lo cual, metiendo todo en una función quedaría algo así:
std::vector<std::string> split_istringstream(std::string str) {
std::vector<std::string> resultado;
std::istringstream isstream(str);
std::string palabra;
while(isstream >> palabra){
resultado.push_back(palabra);
}
return resultado;
}
Otra alternativa, que incluso permite definir el delimitador (el operador >> de istringstream solo divide la cadena por los espacios - ASCII 32) es utilizar std::getline.
std::vector<std::string> split_getline(std::string str, char delim) {
std::vector<std::string> resultado;
std::istringstream isstream(str);
std::string palabra;
while(std::getline(isstream, palabra, delim)){
resultado.push_back(palabra);
}
return resultado;
}
Aquí abajo te dejo una comparativa entre ambas opciones, son prácticamente iguales en eficiencia, dejando de un lado los vectores, reservan prácticamente la misma memoria.
A: Normalmente lo eficiente y lo bonito no suelen ir dados de la mano. El código bonito suele tener código excesivo (al menos 'por detrás'), pero en ese caso lo que prima es la legibilidad del código... cuando se persigue la eficiencia lo que se acaba consiguiendo es código menos legible... pero más eficiente (en esto habría que especificiar si la eficiencia se refiere a velocidad de ejecución o a consumo de memoria).
Bueno, ya te han puesto códigos bonitos yo te pongo uno que tira por la vía de la rapidez. ¿Cómo de rápido? pues más o menos un 30%-40% más rápido que la opción del istringstream........ claro que el código ya no queda tan bonito:
std::vector<std::string>
split_iterator(const std::string& str)
{
std::vector<std::string> resultado;
std::string::const_iterator itBegin = str.begin();
std::string::const_iterator itEnd = str.end();
int numItems = 1;
for( std::string::const_iterator it = itBegin; it!=itEnd; ++it )
numItems += *it==' ';
resultado.reserve(numItems);
for( std::string::const_iterator it = itBegin; it!=itEnd; ++it )
{
if( *it == ' ' )
{
resultado.push_back(std::string(itBegin,it));
itBegin = it+1;
}
}
if( itBegin != itEnd )
resultado.push_back(std::string(itBegin,itEnd));
return resultado;
}
En este caso uso iteradores, lo que evita el sobrecoste de crear y llamar a los métodos istringstream. Además como optimización adicional, antes de separar el string precalculo el número total de elementos. De esta forma evito que el vector tenga que llamar a realloc continuamente.
Un saludo
A: Usando la clase iterator
#include <iterator>
#include <iostream>
#include <string>
#include <sstream>
int main() {
using namespace std;
string s = "Texto para dividir";
istringstream iss(s);
copy(istream_iterator<string>(iss),
istream_iterator<string>(),
ostream_iterator<string>(cout, "\n"));
}
se tendrá por ejemplo la salida:
Texto
para
dividir
Ver ejemplo online!
A: Parecido a la respuesta de Elenasys, también usando iteradores de stream:
template <typename char_type>
using string_collection = std::vector<std::basic_string<char_type>>;
template <typename char_type>
string_collection<char_type> split(const std::basic_string<char_type> &text)
{
using string = std::basic_string<char_type>;
using iterator = std::istream_iterator<string, char_type>;
std::basic_stringstream<char_type> reader(text);
return {iterator(reader), iterator()};
}
El truco es que se construye en línea el vector<string> en el return de la función split pasando los iteradores de inicio y final del stringstream, esta función split puede usarse así:
int main()
{
for (const auto &palabra : split("hola don pepito"))
std::cout << palabra << '\n';
return 0;
}
Y al usar plantillas debería funcionar con cualquier tipo de cadena (char, wchar_t, char16_t y char32_t).
Puedes ver el código funcionando aquí.
A: Puedes usar boost:
std::string line("prueba,prueba2,prueba3");
std::vector<std::string> strs;
boost::split(strs, line, boost::is_any_of(","));
Las cadenas separadas se copian a strs. Con is_any_of puedes especificar el delimitador. Boost es en general muy eficiente y el código te queda bastante limpio y comprensible.
A: Esta técnica utiliza algunos de los métodos anteriores (iterators, std::copy), añadiendo la posibilidad de particularizar cual es el separador y extendiendo el uso de la técnca a streams multilínea que contienen otras cosas que no son std::string.
Por supuesto el std::copy se puede hacer a un std::vector por simplicidad y afinidad con la pregunta original, se dirige todo a std::cout.
Primero la respuesta directa a la pregunta:
#include <iostream>
#include <iterator>
#include <limits>
#include <sstream>
#include <string>
struct SeparatorReader: std::ctype<char>
{
template<typename T>
SeparatorReader(const T &seps): std::ctype<char>(get_table(seps), true) {}
template<typename T>
std::ctype_base::mask const *get_table(const T &seps) {
auto &&rc = new std::ctype_base::mask[std::ctype<char>::table_size]();
for(auto &&sep: seps)
rc[static_cast<unsigned char>(sep)] = std::ctype_base::space;
return &rc[0];
}
};
int
main(int argc, char *argv[])
{
std::string str("Texto para dividir");
std::istringstream stream(str);
// This says whitespace is only ' '
stream.imbue(std::locale(stream.getloc(), new SeparatorReader(" ")));
auto first = std::istream_iterator<std::string>(stream);
auto last = std::istream_iterator<std::string>();
auto out = std::ostream_iterator<std::string>(std::cout, "\n");
std::copy(first, last, out);
return 0;
}
Con el siguiente resultado:
Texto
para
dividir
Nada nuevo bajo el sol, salvo por la introducción del SeparatorReader. Esta subclase de std::ctype acepta una lista de caracteres (que sea iterable, puede incluso ser un vector de caracteres) y los marca como std::ctype_base::space, es decir como los caracteres a considerar como espacio en blanco.
En el código anterior hemos aplicado " " porque es el separador de la cadena de texto de la pregunta (Nota: '\n' no está incluído como espacio en blanco en el ejemplo)
Una vez introducido el concepto podemos trabajar con otro separador como por ejemplo :.
int
main(int argc, char *argv[])
{
std::string str("");
std::istringstream stream(str);
// This says whitespace is only ':'
stream.imbue(std::locale(stream.getloc(), new SeparatorReader(":")));
auto first = std::istream_iterator<std::string>(stream);
auto last = std::istream_iterator<std::string>();
auto out = std::ostream_iterator<std::string>(std::cout, "\n");
std::copy(first, last, out);
return 0;
}
Con el mismo resultado de antes a pesar de haber cambiado los " " por ":".
Texto
para
dividir
La técnica se vuelve más interesante si la utilizamos para aplicársela la tokenización y conversión de otros tipos como p.ej. int y nos apoyamos en los errores de conversión para detectar hitos mayores.
En el siguiente ejemplo simulamos la lectura de un archivo csv que contiene enteros. En lugar de un std::isstringstream podría tratarse de un vulgar y corriente.
Como SeparatorReader no ve \n como espacio en blanco, lo que producirá un error de conversión que permite detectar el final de línea, que tendremos que ignorar (pasándolo p.ej a un char desechable)
int
main(int argc, char *argv[])
{
std::string str("1,2, 3\n4, 5,6\n 7,8,9");
std::istringstream stream(str);
// Only ' ' and ',' are whitespace, '\n' will stop int conversion
stream.imbue(std::locale(stream.getloc(), new SeparatorReader(" ,")));
auto last = std::istream_iterator<int>();
auto out = std::ostream_iterator<int>(std::cout, "-");
while(stream) {
auto first = std::istream_iterator<int>(stream); // redo after error needed
std::copy(first, last, out);
std::cout << std::endl; // separate lines
// Either eof or eol - try to skip eol or else re-meet eof
stream.clear(); char skip; stream >> skip;
}
return 0;
}
Con el siguiente resultado:
1-2-3-
4-5-6-
7-8-9-
A: Una forma de separar un cadena de caracteres es de la siguiente manera
#include <regex> // para los objetos de expresiones regulares y std::string
#include <vector> // para el std::vector<std::string>
#include <iterator> // para std::back_inserter
std::vector<std::string> split ( std::string const&, std::regex = std::regex("[^\\s]")
{
std::vector<std::string> splitted:
for ( auto it = std::sregex_iterator(str.begin(), str.end(), re);
it != std::sregex_iterator(); ++it )
{
std::back_inserter( splitted ) = it->str();
}
return splitted;
} | {
"simhash": 14547834250000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7012080816,
"avg_line_length": 36.7892720307,
"char_rep_ratio": 0.0891274888,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7535972595,
"max_line_length": 421,
"num_words": 2788,
"perplexity": 1985.9,
"special_char_ratio": 0.3027494272,
"text_len": 9602,
"word_rep_ratio": 0.1126304426
} | 4,559,585,798,428,152,000 |
Q: "Unknown provider: uiGmapGoogleMapApiProvider" al probar con Jasmine código que usa el componente de Google Maps para AngularJS Para un proyecto web en el que estoy participando usamos el componente Angular Google Maps. Este es el código JavaScript que hace referencia al componente y lo inicializa:
var configureGoogleMaps = function(uiGmapGoogleMapApiProvider) {
uiGmapGoogleMapApiProvider.configure({
libraries: 'geometry,visualization'
});
}
configureGoogleMaps.$inject = ['uiGmapGoogleMapApiProvider'];
angular
.module('shTools.Map', ['uiGmapgoogle-maps'])
.directive('map', mapDirective)
.config(configureGoogleMaps);
donde mapDirective define un elemento HTML que contiene el componente de Google Maps.
Esto está funcionando como se espera. El problema es que cuando ejecuto un simple test usando Jasmine con Karma, obtengo el error Unknown provider: uiGmapGoogleMapApiProvider. Por alguna razón no está siendo capaz de encontrar el proveedor.
He intentado crear un mock para forzar la creación de un proveedor con ese nombre, pero no ha funcionado:
angular.module('uiGmapgoogle-maps', [])
.value('uiGmapGoogleMapApiProvider', {
configure: function() {}
});
¿Qué podría estar pasando aquí?
A: Los proveedores de AngularJs de inyectan de forma distinta al resto de servicios por lo que también hay que inyectarlos de forma especial cuando escribes las pruebas con Jasmine.
La forma de hacerlo consiste en crear un módulo falso en el que se inyecta el proveedor
beforeEach(function () {
// Módulo falso donde se inyecta el proveedor
angular.module('testApp', function () {})
.config(['bilingualButtonConfigProvider', function (provider) {
bilingualButtonConfigProvider = provider;
}]);
// Inicializar módulos
module('myApp', 'testApp');
});
Puedes ver el ejemplo completo aquí
También dejo unos enlaces interesantes:
*Creating Configurable Angular Directives with Providers: en este artículo se puede aprender un poco más del comportamiento de los proveedores
*Testing angular providers with Jasmine: Otro ejemplo en JsFiddle de pruebas con proveedores (es en el que me he basado yo)
Espero que te ayude | {
"simhash": 5682465922000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7668323543,
"avg_line_length": 50.2954545455,
"char_rep_ratio": 0.0852994555,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8571989536,
"max_line_length": 302,
"num_words": 648,
"perplexity": 2829.6,
"special_char_ratio": 0.2331676457,
"text_len": 2213,
"word_rep_ratio": 0.0438184664
} | 14,564,117,511,907,455,000 |
Q: ¿Cómo definir métodos correctamente en TypeScript? Dado el siguiente código en TypeScript
class Persona {
constructor(public nombre: string, public apellido: string) {
}
nombreCompleto1 = () => {
return this.nombre + " " + this.apellido;
}
nombreCompleto2() {
return this.nombre + " " + this.apellido;
}
}
var p = new Persona("Juan", "Pérez");
console.log(p.nombreCompleto1());
console.log(p.nombreCompleto2());
Como se puede ver los métodos nombreCompleto1 y nombreCompleto2 hacen lo mismo pero están declarados ligeramente diferente.
Al ejecutarlo en los dos casos se obtiene el resultado esperado:
Juan Pérez
Juan Pérez
¿Cuál es la diferencia entre las dos declaraciones si los dos hacen los mismo y cuál es la forma adecuada de declararlo?
A: En el primer caso:
nombreCompleto1 = () => {
return this.nombre + " " + this.apellido;
}
estás creando un método de instancia, es equivalente a ejecutar this.nombreCompleto1 = function() {...} en JavaScript.
En el segundo caso:
nombreCompleto2() {
return this.nombre + " " + this.apellido;
}
estás creando un método de prototipo, es equivalente a Persona.prototype.nombreCompleto2 = function() {...} en JavaScript.
En general es preferible crear métodos de prototipo: en tal caso el método se define una sola vez, mientras que los métodos de instancia se crean una vez por instancia, consumiendo más memoria.
Más información: TypeScript Classes and Interfaces | {
"simhash": 8287185890000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7348329925,
"avg_line_length": 35.7804878049,
"char_rep_ratio": 0.1145404664,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.914730072,
"max_line_length": 193,
"num_words": 426,
"perplexity": 2295,
"special_char_ratio": 0.2719836401,
"text_len": 1467,
"word_rep_ratio": 0.1630695444
} | 1,616,963,580,699,146,200 |
Q: "splice() offset past end of array" en diferentes versiones de Perl Hoy, en mi trabajo, escribí algo así, en Perl:
my @x = qw( 1 2 3 4 5 );
splice(@x, 10);
y produjo el error:
splice() offset past end of array at ./x line X.
Pero en mi laptop personal, no hay ningún error así. Ya sé que es fácil suprimir el mensaje (en Inglés) con no warnings 'misc';, pero mi pregunta es:
¿Por qué la diferencia entre las versiones de Perl?
En el trabajo, veo el mensaje con Perl 5.14, y en mi equipo personal no lo veo con Perl 5.20. ¿Cuando lo cambió, y por qué?
A: Como ya mencioné yo no uso Perl, pero mirando la documentación en una parte de ella dice lo siguiente:
"Si el desplazamiento es más allá del final de la matriz, Perl emite
una advertencia, y (Perl) empalma/splice en el extremo de la matriz."
...If OFFSET is past the end of the array, Perl issues a warning, and splices at the end of the array.
De echo he revisado en varias versiones y es lo mismo por lo menos la documentación advierten sobre el warning.
Aquí le dejo los links (en Inglés);
*Perl v 5.16.2
*Perl v 5.20.0
*Perl v 5.22
Según lo anterior lo normal es el warning, pero por lo que se puede ver en el siguiente link, no en todas las versiones es así y también depende del OS.
Creo que eso ocurre entre la 5.14 y 5.16 en algunos sistemas, aquí puede ver la notificación de bug pero quizás también le suceda a usted en la 5.20 debido a su OS y no es que haya cambiado algo.
A: voy a sumarme con la parte de la pregunta que no se ha respondido aun: ¿Por qué cambió?
Cambio por que la intención de este código:
my @x = qw( 1 2 3 4 5 );
splice(@x, 3);
es claramente truncar el array si es demasiado largo y no hay razon para emitir una advertencia si el array tiene menos elementos que el máximo especificado (como en el caso citado en la pregunta)
Fuente (en Inglés) | {
"simhash": 10931423820000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7419006479,
"avg_line_length": 46.3,
"char_rep_ratio": 0.0515463918,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9884272814,
"max_line_length": 196,
"num_words": 589,
"perplexity": 2063.1,
"special_char_ratio": 0.2791576674,
"text_len": 1852,
"word_rep_ratio": 0.0275862069
} | 6,451,952,811,899,992,000 |
Q: ¿Cómo puedo convertir un rango a lista en elixir? Si defino un rango como el siguiente,
rango = 1..5
¿Hay una manera de convertirlo a lista?
A: Creo que esto es lo que usted esta buscando
to_list (colección)
Convierte la colección a una lista
iex> Enum.to_list 1..5
[1, 2, 3, 4, 5]
espero le ayude | {
"simhash": 6831489863000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7293729373,
"avg_line_length": 25.25,
"char_rep_ratio": 0.0646258503,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9834077358,
"max_line_length": 90,
"num_words": 103,
"perplexity": 2759.9,
"special_char_ratio": 0.300330033,
"text_len": 303,
"word_rep_ratio": 0
} | 7,733,098,686,799,025,000 |
Q: ¿Cómo mostrar una vista sin el layout de la aplicación? ¿Cómo se hace para mostrar una Vista (view) de Rails sin mostrar el layout de la aplicación para un usuario registrado y otro layout para un visitante? ¿Se puede?
A: Podes cambiar el layout para un controlador o una acción del controlador, una manera de mostrar una vista con otro layout cuando el usuario no esta registrado seria así:
class MyController < ApplicationController
def my_action
if current_user.nil?
render layout: "new_user_layout"
else
render layout: "member_layout"
end
end
end
Para cambiar el layout de todos los controladores que heredan de ApplicationController seria lo siguiente:
class ApplicationController < ActionController::Base
layout :users_layout
private
def users_layout
current_user.nil? ? "new_user_layout" : "member_layout"
end
end
En las guias de rails podes encontrar más información sobre layouts.
A: este codigo es sino te gustaria usar ningun layout
class MyController < ApplicationController
def my_action
#solo debes poner en modo false para que lo desabilites solo para este metodo
render layout: false
end
end
o tmb puede ser
class MyController < ApplicationController
layout: false
def my_action
end
end | {
"simhash": 1747189440000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7461656442,
"avg_line_length": 28.347826087,
"char_rep_ratio": 0.1042471042,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7927190661,
"max_line_length": 221,
"num_words": 339,
"perplexity": 3594.8,
"special_char_ratio": 0.2538343558,
"text_len": 1304,
"word_rep_ratio": 0.0333333333
} | 5,933,275,030,217,018,000 |
Q: ¿Por qué requestAnimationFrame tarda un tiempo en estabilizarse? Hoy intenté este algoritmo para medir a cuantos cuadros por segundo (FPS) se refresca mi pantalla (yo sé de antemano que son 50 FPS).
function measureFpsAsync() {
requestAnimationFrame(function(t0) {
requestAnimationFrame(function(t1) {
fps = Math.round(1000/(t1 - t0));
alert(fps);
});
});
}
window.onload = measureFpsAsync;
Para mi sorpresa el resultado no fue 50, tampo un resultado estable, algunas veces resulta 25, otras 13, otras 7. Parece que se salta algunos "frames" (o cuadros) entre los callbacks.
Lo probé en Chrome, Firefox y Edge y siempre pasa lo mismo.
Luego intenté envolverlo en un setTimeout a ver que sucedía y funcionó, siempre me devuelve un resultado estable de 50 FPS.
setTimeout(function() {
measureFpsAsync();
}, 500);
La verdad me sorprende, yo entendía que requestAnimationFrame tenía cierta correlación con el refresco vertical de la pantalla y que se llama a intervalos regulares, ahora no se si este método es seguro para calcular el FPS.
¿Alguien me puede explicar por qué pasa esto?
Es importante para mi, porque estoy creando una coreografía y necesito calcular un epsilon muy preciso.
Es seguro este método o debería moverme a un enfoque que tome mas muestras?
A: El principal problema de la prueba que has realizado está en la propia prueba: Tan sólo haces la prueba de FPS en entre dos fotogramas consecutivos completamente aislados.
La frecuencia de actualización del navegador está obviamente capada por la frecuencia de actualización máxima que permita vsync o, como se muestra en la respuesta de @AngelAngel, por el valor establecido mediante startAnimating, pero se pueden dar casos en los que esta frecuencia sea menor por saturación del proceso de redibujado.
Esto es precisamente lo que ocurre en tu primera prueba: Estás realizando una medida de FPS entre dos fotogramas que muy probablemente estén separados por un redibujado del DOM, teniendo en cuenta que realizas la petición inmediatamente después de que window haya terminado de cargar. En el segundo caso, pasado medio segundo el proceso de dibujado está estable y por tanto ambos fotogramas llegarán con frecuencia máxima, puesto que no hay nada que hacer entre ellos.
A: Los FPS varian porque solo se solicita un marco cuando es necesario. por ejemplo si la imagen no cambia o es un fondo oscuro la tasa se puede reducir a una tasa más baja, ademas cuando se ejecuta en las pestañas de fondo tambien pude darse el caso para mejorar el rendimiento y la duración de la batería.
Puede mirar este caso como se "ajustan los frames" usando: startAnimating(5);
jsfiddle
var stop = false;
var frameCount = 0;
var $results = $("#results");
var fps, fpsInterval, startTime, now, then, elapsed;
startAnimating(5);
function startAnimating(fps) {
fpsInterval = 1000 / fps;
then = Date.now();
startTime = then;
console.log(startTime);
animate();
}
function animate() {
// stop
if (stop) {
return;
}
// request another frame
requestAnimationFrame(animate);
// calc elapsed time since last loop
now = Date.now();
elapsed = now - then;
// if enough time has elapsed, draw the next frame
if (elapsed > fpsInterval) {
// Get ready for next frame by setting then=now, but...
// Also, adjust for fpsInterval not being multiple of 16.67
then = now - (elapsed % fpsInterval);
// draw stuff here
// TESTING...Report #seconds since start and achieved fps.
var sinceStart = now - startTime;
var currentFps = Math.round(1000 / (sinceStart / ++frameCount) * 100) / 100;
$results.text("Elapsed time= " + Math.round(sinceStart / 1000 * 100) / 100 + " secs @ " + currentFps + " fps.");
}
}
<script src=""></script>
<h3>Throttling requestAnimationFrame to a FPS</h3>
<p>This test: Results should be approximately 5 fps
<p id="results">Results:</p>
<canvas id="canvas" width=300 height=300></canvas> | {
"simhash": 12839883540000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.728817734,
"avg_line_length": 46.1363636364,
"char_rep_ratio": 0.0599851888,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8693072796,
"max_line_length": 469,
"num_words": 1181,
"perplexity": 2742.9,
"special_char_ratio": 0.286453202,
"text_len": 4060,
"word_rep_ratio": 0.0034129693
} | 3,570,088,823,982,072,000 |
Q: ¿Cómo puedo saber si un elemento está visible con jQuery? Ya que en jQuery es posible cambiar la visibilidad de un elemento, ¿Cómo puedo saber si un elemento está visible o no en tiempo de ejecución?
A: Es verdad que puedes usar is(":visible") pero por experiencia te recomiendo el uso de clases para que no tengas problemas a la hora de testear tus aplicaciones, ya que muchas librerías de tests no tienen los componentes que se prueban visibles y por mucho que tu componente haga hide() o show() jQuery seguirá indicando que no está visible, y el comportamiento de tus componentes será extraño. Esto me ha pasado con la librería de tests QUnit, de los autores de jQuery.
Lo que yo haría sería: $el.toggleClass("hide") o $el.addClass("hide").
Y comprobarlo con: !$el.hasClass("hide").
Además hay que tener cuidado al usar is(":visible") porque visibility: hidden u opacity: 0 se consideran visibles ya que ocupan espacio en el layout.
Ten en cuenta que mi solución es para comprobar si exclusivamente el elemento está visible. Puede darse el caso de que alguno de los padres no esté visible y por tanto no se vea. Si quieres comprobar algo así quizás es mejor que uses is(":visible") o !$(..).closest(".hide").
A: Puedes usar la función is() junto con el selector :visible sobre un objeto jQuery ya existente.
Por ejemplo, si tienes un div con id: "elemento" puedes saber si éste está visible o no de esta manera:
var esVisible = $("#elemento").is(":visible");
Para mas información revisa la documentación de is y :visible
A: Al igual que emplea jquery el selector :visible en su ejemplo, lo puedes incorporar en la misma expresión de búsqueda del elemento
var visible = $("#").length > 0;
o hacer un filtrado
var visible = $("#element").filter(":visible").length > 0;
Estas formas de filtrado de elementos son particularmente útiles cuando vas a iterar sobre una lista de resultados
$(".").each(function() {
...
}
Aunque si sólo necesitas una respuesta booleana, como bien ha escrito Carlos Muñoz, puedes hacerlo así
var isVisible = $("#elemento").is(":visible");
A: Podés usar lo siguiente
if($('#elemento').css('display') == 'none'){
// Acción si el elemento no es visible
}else{
// Acción si el elemento es visible
}
en el caso de que tambien queramos chequear la opacidad hacemos:
if($('#elemento').css('display') == 'none' || $('#elemento').css('opacity') == 0){
// Acción si el elemento no es visible
}else{
// Acción si el elemento es visible
}
A: Me vi involucrado en éste caso específico donde la solución inicial bastaría con:
if ($elementoDOM.is(':visible')){ console.log('el elemento está visible') }
PERO! mucho ojo que como decía un compañero en otros comentarios ésto no aplica para elementos que tengan la propiedad: opacity:0.
En lo personal lo más usado es con opacity ya que de tal manera se logra animar la aparición/desaparición de elementos en el DOM de una forma estética. Razón por la cual la instrucción precisa que me acaba de funcionar es:
if ($elementoDOM.css('opacity')==1) { ... } ó
if ($elementoDOM.css('opacity')==0) { ... }
tener cuidado de no colocar el numero (0,1) entre comillas dobles o simples!
Un saludo. | {
"simhash": 12096084930000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7407523511,
"avg_line_length": 59.0740740741,
"char_rep_ratio": 0.0732474065,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9524350166,
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"word_rep_ratio": 0.0703933747
} | 14,716,070,729,136,634,000 |
Q: ¿Debo utilizar un campo de tipo DateTime o TimeStamp en mySQL? Debo guardar fechas y horas en diferentes tablas de una aplicación típica transaccional dónde voy a almacenar información variada, cómo por ejemplo:
*Fechas y horas a las que ocurre cada transacción (Factura, Recibo de Pago, etc.)
*Fechas y horas de eventos futuros, como citas y entregas programadas
*Fechas pasadas, como la fecha de nacimiento del empleado, o de los hijos del empleado.
Tengo poca experiencia con MySQL y no estoy seguro de qué tipo de dato debo elegir en cada caso.
Qué es lo recomendable, utilizar un campo de tipo DateTime o de tipo TimeStamp y ¿por qué?
A: En algún punto de esta documentación de MySQL expone algo así:
(link inglés)
TIMESTAMP tiene un rango de '1970-01-01 00:00:01' GMT a '01/09/2038
03:14:07' GMT.
DATETIME se usa cuando se necesita valores que contienen tanto la
fecha y la hora. MySQL recupera y muestra los valores DATETIME en
'AAAA-MM-DD HH: MM: SS' formato. El rango admitido es '01/01/1000
00:00:00' a '9999-12-31 23:59:59'.
Partiendo de lo anterior y teniéndolo en cuenta es el posible que el rango de los datos que podría almacenar o estar interesado en ello le inclinen a favor de uno u otro, por ejemplo si usted trabaja con hipotecas por decir algo es fácil que usted supere el rango de TIMESTAMP a día de hoy.
TIMESTAMP es afectada por las configuraciones/ajustes de la zona horaria. Mientras que DATETIME es constante.
TIMESTAMP es de cuatro bytes y DATETIME de ocho bytes, por consecuencia las marcas de tiempo (TIMESTAMP) son también más ligeras en la base de datos, con indexados más rápidos.
Teniendo en cuenta todo lo anterior si usted desea almacenar un valor específico "podría que fuese mejor" usar DATATIME, pero si lo que desea es almacenar para realizar algún seguimento de posibles cambios en los registro quizás le convenga usar TIMESTAMP cuando cambia un registro.
Si esta trabajando sobre MySQL 5 o superior, los valores de TIMESTAMP se convierten de la zona horaria actual a UTC para el almacenamiento, y se convierten de nuevo de UTC a la zona horaria actual para la recuperación. sólo para el tipo de datos TIMESTAMP.
(NOTA si encuentro el link de lo anterior lo intentaré poner por aquí)
Espero le ayude.
A:
¿Debo utilizar un campo de tipo DateTime o TimeStamp en mySQL?
Depende de tus requerimientos, existen ciertas consideraciones para cada caso por ejemplo el rango de valores que puede soportar cada uno.
*DATETIME considera valores de fecha y hora en formato:'YYYY-MM-DD ', el rango soportado: '1000-01-01 00:00:00' a '9999-12-31
23:59:59'
*TIMESTAMP También considera valores fecha y hora pero tiene un rango de '1970-01-01 00:00:01' UTC a '2038-01-19 03:14:07' UTC.
mas información:
Tipos DATE, DATETIME, and TIMESTAMP.
otras propiedades tal vez obvias para muchos de nosotros es la inicialización automática y actualización a la fecha y hora actual. Valores TIMESTAMP con default de cero no son permitidos en MySql.
A: Yo solo le veo el sentido a usar TimeStamp cuando quieras asegurarte de que dicha fecha se establezca automáticamente cuando se inserte o actualice el registro.
Por ejemplo si quieres guardar la fecha y hora de un evento lo defines así:
CREATE TABLE `eventos`
(
`Id` int(11) NOT NULL AUTO_INCREMENT,
`Evento` VarChar(50) NOT NULL DEFAULT '',
`FechaHora` TIMESTAMP DEFAULT CURRENT_TIMESTAMP,
PRIMARY KEY (`Id`)
);
Fíjate que en el INSERT no incluyes el campo FechaHora.
INSERT INTO eventos(Evento) VALUES('Evento 0001');
SELECT * FROM eventos;
Id
Evento
FechaHora
1
Evento 0001
2021-06-17 18_20_06
Otro ejemplo con UPDATE:
CREATE TABLE `productos`
(
`Id` int(11) NOT NULL AUTO_INCREMENT,
`Nombre` VarChar(50) NOT NULL DEFAULT '',
`Marca` VarChar(50) NOT NULL DEFAULT '',
`Referencia` VarChar(50) NOT NULL DEFAULT '',
`FechaModif` TIMESTAMP NULL DEFAULT NULL ON UPDATE CURRENT_TIMESTAMP,
PRIMARY KEY (`Id`)
);
INSERT INTO productos (Nombre, Marca, Referencia, FechaModif) VALUES ('MOUSE', 'GENIUS', 'X105', NOW());
SELECT * FROM productos;
Id
Nombre
Marca
Refereencia
FechaModif
1
MOSUE
GENIUS
X105
2021-06-17 19:25:08
UPDATE productos p SET p.Referencia = 'X106' WHERE p.Id = 1;
SELECT * FROM productos;
Id
Nombre
Marca
Refereencia
FechaModif
1
MOSUE
GENIUS
X106
2021-06-17 19:26:42 | {
"simhash": 18323166340000000000
} | {
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"avg_line_length": 31.1285714286,
"char_rep_ratio": 0.0567946654,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9384120703,
"max_line_length": 290,
"num_words": 1426,
"perplexity": 2701.8,
"special_char_ratio": 0.2808627811,
"text_len": 4358,
"word_rep_ratio": 0.0917431193
} | 164,719,355,940,914,240 |
Q: ¿Cuál es la diferencia entre un inner y un outer join? ¿Cuál es la diferencia entre un inner y un outer join?
Y ¿cuál es la función de los modificadores?
*left
*right
*full
A: Asumiendo que se está haciendo un join de columnas sin duplicados, lo cuál es un caso común:
*Un inner join de A y B entregará el resultado de la intersección de los conjuntos A y B. En otras palabras, la parte interna -intersección- en un diagrama de Venn.
*Un full outer join entre A y B entregará el resultado de la unión de A y B. En otras palabras, la parte externa -unión- en un diagrama de Venn .
Ejemplos:
Supongamos que tenemos dos tablas, con una sola columna cada una y los siguientes datos:
A B
- -
1 3
2 4
3 5
4 6
Nota que (1,2) solo se encuentran en A, (3,4) son comunes y (5,6) solamente se encuentran en B.
Inner Join
Un inner join -utilizando cualquiera de las sintaxis de consulta equivalente- te entrega la intersección de ambas tablas, es decir, las filas que ambas tablas tienen en común.
select * from a INNER JOIN b on a.a = b.b;
select a.*, b.* from a, b where a.a = b.b;
a | b
--+--
3 | 3
4 | 4
Left outer join
Un outer join por la izquierda, te dará todas las filas de A, incluyendo las filas comunes entre A y B.
select * from a LEFT OUTER JOIN b on a.a = b.b;
select a.*,b.* from a,b where a.a = b.b(+);
a | b
--+-----
1 | null
2 | null
3 | 3
4 | 4
Right outer join
Un outer join por la derecha te dará todas las filas de B, incluyendo las filas comunes con A.
select * from a RIGHT OUTER JOIN b on a.a = b.b;
select a.*,b.* from a,b where a.a(+) = b.b;
a | b
-----+----
3 | 3
4 | 4
null | 5
null | 6
Full outer join
Un outer join completo (full) te entregará la unión de A y B; es decir, todas las filas de A y todas las filas de B. Si una fila en A no tiene una fila correspondiente en B, la porción de B es null, y vice versa.
select * from a FULL OUTER JOIN b on a.a = b.b;
a | b
-----+-----
1 | null
2 | null
3 | 3
4 | 4
null | 5
null | 6
Diagramas de Venn
Esto mismo, podemos verlo con diagramas de Venn:
Imagen SQL Joins.svg de Arbeck, compartida bajo licencia CC BY 3.0.
A: Voy a utilizar el mismo ejemplo de jachguate el cual es muy claro agregando unos pequeños detalles.
Glosario
*inner join (traducción libre: Unión interna)
*outer join (traducción libre: Unión externa)
-- Crear tabla A (tabla Izquierda)
CREATE TABLE A
(
a INT
);
-- Crear tabla B (tabla derecha)
CREATE TABLE B
(
b INT
);
-- Insertar datos
Insert into A (a) Values (1);
Insert into A (a) Values (2);
Insert into A (a) Values (3);
Insert into A (a) Values (4);
Insert into B (b) Values (3);
Insert into B (b) Values (4);
Insert into B (b) Values (5);
Insert into B (b) Values (6);
COMMIT;
-- Tabla A
SELECT * FROM A;
-- Tabla B
SELECT * FROM B;
/* Inner Join. */
-- Unión interna, filas que ambas tablas tienen en común.
select * from A INNER JOIN B on A.a = B.b;
select A.*, B.* from A, B where A.a = B.b;
/* Left outer join */
-- Unión externa por la izquierda, todas las filas de A (tabla izquierda) relacionadas con B, así estas tengan o no coincidencias.
select * from A LEFT OUTER JOIN B on A.a = B.b;
select A.*,B.* from A,B where A.a = B.b(+);
/* Right outer join */
-- Unión externa por la derecha, todas las filas de B (tabla derecha), así estas tengan o no coincidencias con A.
select * from A RIGHT OUTER JOIN B on A.a = B.b;
select A.*,B.* from A,B where A.a(+) = B.b;
/* Full outer join */
-- Unión externa completa, unión externa por la izquierda unida a unión externa por la derecha.
-- En oracle:
select * from A FULL OUTER JOIN B on A.a = B.b;
-- En MySql no está implementado FULL OUTER JOIN, para obtener este mismo resultado:
select * from A LEFT OUTER JOIN B on A.a = B.b
UNION
select * from A RIGHT OUTER JOIN B on A.a = B.b;
Ver:
*Esquema en oracle live
*Esquema en sqlfiddle
*Documentación MySql
A: Mis datos para la explicación :
CREATE TABLE Departamentos (
Id int,
Nombre varchar(20)
);
CREATE TABLE Empleados (
Nombre varchar(20),
DepartamentoId int
);
INSERT INTO Departamentos VALUES(31, 'Sales'),
(33, 'Engineering'),
(34, 'Clerical'),
(35, 'Marketing');
INSERT INTO Empleados VALUES('Rafferty', 31),
('Jones', 33),
('Heisenberg', 33),
('Robinson', 34),
('Smith', 34),
('Williams', NULL);
Ejecutar
Cláusula INNER JOIN
Esta clausula busca coincidencia entre dos tablas, es parecido a la union de tabla de clave primaria que se usaba antiguamente como por ejemplo SELECT * FROM Departamentos, Empleados WHERE Departamentos.Id=Empleados.DepartamentosId;
Por ejemplo : Si quiero listar los empleados y indicar el nombre del departamento al que pertenecen pues podemos realizar lo siguiente :
SELECT *
FROM Empleados E
JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id
Ejecutar
El resultado será :
+----------+------------------+---------+----------------+
|Nombre | DepartmentoId | Id | Nombre |
+----------+------------------+---------+----------------+
|Rafferty | 31 | 31 | Sales |
|Jones | 33 | 33 | Engineering |
|Heisenberg| 33 | 33 | Engineering |
|Robinson | 34 | 34 | Clerical |
|Smith | 34 | 34 | Clerical |
+----------+------------------+---------+----------------+
Y a partir de aquí nos damos cuentas delo siguiente:
*El empleado "Williams" no aparece en los resultados, ya que no pertenece a ningún departamento que actualmente exista.
*El departamento "Marketing" tampoco aparece, ya que no hay ningún empleado pertenece a dicho departamento.
¿Por qué ocurre esto? Porque muestra como resultado la intersección de ambas tablas.
Hay que tener en cuenta que, en los resultados vemos 4 columnas. Las 2 primeras se corresponden con la tabla Empleados y las últimas con Departamentos.
Esto ocurre porque estamos seleccionando todas las columnas con un Asterisco(*).
Si queremos, podemos ser específicos y seleccionar sólo 2 columnas :
SELECT E.Nombre as 'Empleado',
D.Nombre as 'Departamento'
FROM Empleados E
JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id
Y obtener :
+-----------+-----------------+
| Empleado | Departamento |
+-----------+-----------------+
| Rafferty | Sales |
| Jones | Engineering |
| Heisenberg| Engineering |
| Robinson | Clerical |
| Smith | Clerical |
+-----------+-----------------+
Ejecutar
Cláusula LEFT JOIN
A diferencia de un INNER JOIN con LEFT JOIN damos prioridad a la tabla de la izquierda, y buscamos en la tabla derecha.
Si no existe ninguna coincidencia para alguna de las filas de la tabla de la izquierda, de igual forma todos los resultados de la primera tabla se muestran.
Un ejemplo:
SELECT E.Nombre as 'Empleado', D.Nombre as 'Departamento'
FROM Empleados E
LEFT JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id
*La tabla Empleados es la primera tabla en aparecer en la consulta (en el FROM), por lo tanto ésta es la tabla LEFT (izquierda), y todas sus filas se mostrarán en los resultados.
*La tabla Departamentos es la tabla de la derecha (aparece luego del LEFT JOIN). Por lo tanto, si se encuentran coincidencias, se mostrarán los valores correspondientes, pero sino, aparecerá NULL en los resultados.
+------------+---------------+
| Empleado | Departamento |
+------------+---------------+
| Rafferty | Sales |
| Jones | Engineering |
| Heisenberg | Engineering |
| Robinson | Clerical |
| Smith | Clerical |
| Williams | NULL |
+------------+---------------+
Ejecutar
Cláusula RIGHT JOIN
En el caso de RIGHT JOIN es muy similar, pero aquí se da prioridad a la tabla de la derecha.
De tal modo que si uso la siguiente consulta, estamos mostrando todas las filas de la tabla de la derecha:
SELECT E.Nombre as 'Empleado',D.Nombre as 'Departamento'
FROM Empleados E
RIGHT JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id
Ejecutar
La tabla de la izquierda es Empleados, mientras que Departamentos es la tabla de la derecha.
La tabla asociada al FROM será siempre la tabla LEFT, y la tabla que viene después del JOIN será la tabla RIGHT.
Entonces el resultado mostrará todos los departamentos al menos 1 vez.
Si no hay ningún empleado trabajando en un departamento, se mostrará NULL. Pero el departamento aparecerá de todo modos.
+------------+-----------------+
| Empleado | Departamento |
+------------+-----------------+
| Rafferty | Sales |
| Jones | Engineering |
| Heisenberg | Engineering |
| Robinson | Clerical |
| Smith | Clerical |
| NULL | Marketing |
+------------+-----------------+
Cláusula FULL JOIN
FULL JOIN es una mezcla entre LEFT JOIN y RIGHT JOIN ya que se muestra ambas tablas.
En el ejemplo, ocurre lo siguiente:
SELECT E.Nombre as 'Empleado',D.Nombre as 'Departamento'
FROM Empleados E
FULL JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id
Pero todavía no esta implementado desgraciadamente en MySQL, mientras tanto podemos unir LEFT JOIN y RIGHT JOIN para obtener FULL JOIN. Por lo que una manera similar de realizarlo seria de la siguiente forma :
SELECT E.Nombre as 'Empleado',
D.Nombre as 'Departamento'
FROM Empleados E
LEFT JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id
UNION
SELECT E.Nombre as 'Empleado',
D.Nombre as 'Departamento'
FROM Empleados E
RIGHT JOIN Departamentos D
ON E.DepartamentoId = D.Id;
Se muestra el empleado "Williams" a pesar que no está asignado a ningún departamento, y se muestra el departamento de "Marketing" a pesar que aún nadie está trabajando allí :
+------------+----------------+
| Empleado | Departamento |
+------------+----------------+
| Rafferty | Sales |
| Jones | Engineering |
| Heisenberg | Engineering |
| Robinson | Clerical |
| Smith | Clerical |
| Williams | NULL |
| NULL | Marketing |
+------------+----------------+
Ejecutar
Más variantes
Si prestamos atención a los diagramas de Venn, vamos a notar que es posible formar incluso más combinaciones, al momento de seleccionar datos.
Por ejemplo, tenemos el siguiente caso, conocido como Left Excluding JOIN:
Y de igual manera Right Excluding JOIN:
Estas combinaciones son posibles de lograr si añadimos algunas condiciones a nuestras consultas, haciendo uso de la cláusula WHERE.
Por ejemplo, siguiendo el ejemplo que estamos viendo (donde Empleados es la tabla izquierda y Departamentos la tabla derecha):
*Left Excluding JOIN nos permitirá obtener la lista de empleados que aún no han sido asignados a ningún departamento de trabajo.
*Mientras que Right Excluding JOIN nos mostrará la lista de departamentos que no tienen a ningún trabajador asociado.
Información sacada de : | {
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} | {
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"lang": "es",
"lang_score": 0.8226984739,
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} | 10,987,868,395,367,606,000 |
Q: Agregar Bower a una aplicación ASP NET Empty Estoy creando un proyecto ASP NET MVC 5 Empty, y estoy agregando manualmente mis referencias de JavaScript.
He agregado esta línea:
<script src="./bower_components/angular/angular.min.js"></script>
Ahora mis preguntas son: ¿Cómo se descargan esos paquetes, si no he agregado Bower al proyecto? ¿Cómo lo puedo agregar?
A: Lo que debes hacer es instalar bower, los requisitos son tener instalado node, npm y git.
Una vez instalados los requisitos el comando para instalar bower es el sgte:
npm install -g bower
Luego puedes crear un archivo bower.json mediante el sgte comando:
bower init
Debes de responder las preguntas para crear un archivo bower.json personalizado.
Luego de esto puedes obtener el paquete de angular con el sgte comando:
bower install angular --save
El flag --save incluye la dependencia en tu archivo bower.json recién creado
Además no debes referenciar esos archivos dentro de bower_components directamente por muchos motivos, por ejemplo:
*Esa ruta ha sido definida por bower y podría cambiar en un futuro.
*Esa carpeta no debe ser desplegada ya que contiene muchos archivos posiblemente innecesarios.
Lo que deberías hacer es copiar los archivos que necesitas usando algun task runner como gulp o grunt.
A: Así es como lo hice yo: (para VS2015, sdk 1.0.0-beta6)
Este método NO instala bower de forma global
NOTA: Hecho a partir de este template:
1 - Click derecho sobre el proyecto (en el explorador de soluciones), luego "Nuevo elemento" (o "New item" si el VS esta en ingles)
2 - Agregar NPM Configuration file.
3 - Editar el nuevo archivo "package.json" de modo tal que quede incluya estas 3 dependencias de desarrollo:
{
"name": "nompre_projecto",
"version": "0.1.0",
"private": true,
"devDependencies": {
"bower": "1.6.5",
"grunt": "0.4.5",
"grunt-bower-task": "0.4.0"
}
}
4 - Igual que punto 1, pero seleccionando "Grunt Configuration File".
5 - Editar Gruntfile.js
module.exports = function(grunt) {
grunt.initConfig({
bower: {
install: {
options: {
targetDir: "wwwroot/lib",
layout: "byComponent",
cleanTargetDir: false
}
}
}
});
grunt.registerTask("default", [""]);
grunt.loadNpmTasks("grunt-bower-task");
};
6 - Igual que punto 1, pero seleccionando "Bower Configuration File"
7 - Editar bower.json
{
"name": "SBCom",
"license": "Apache-2.0",
"private": true,
"dependencies": {
"angular": "1.4.3",
"angular-route": "1.4.3",
"angular-animate": "1.4.3",
"moment": "2.10.6",
"lodash": "3.10.1",
"mocha": "2.2.5"
}
}
Con las dependencias que tu necesites
8 - Click derecho sobre Grunfile.js y buscas "Task Runner Explorer" (no se como sera en español)
9 - Una vez abierto el "Task Runner Explorer" haces doble click sobre "". En el futuro cuando actualices o agregues un paquete bower, debes hacer lo mismo.
10 - Como en la tarea grunt se indico targetDir: "wwwroot/lib" debes ir ubicar el path correcto en los HTML asi:
<script src="lib/angular/angular.js"></script>
<script src="lib/angular-route/angular-route.js"></script>
<script src="lib/moment/moment.js"></script> | {
"simhash": 5394032078000000000
} | {
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"char_rep_ratio": 0.0695039804,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8722635508,
"max_line_length": 155,
"num_words": 962,
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"text_len": 3275,
"word_rep_ratio": 0.0167890871
} | 6,078,422,938,796,329,000 |
Q: ¿Es std::function equivalente a un puntero? Estaba practicando con lambdas y me encontré con el siguiente código:
auto make_fibo() {
return [](int n) {
std::function<int(int)> recurse;
recurse = [&](int n) {
return (n <= 2) ? 1 : recurse(n - 1) + recurse(n - 2);
};
return recurse(n);
};
}
Yo no sabia que era function ni como trabajaba después de buscar y leer varios textos por ejemplo el siguiente:
Mi pregunta es si, std::function es similar a lo siguiente por ejemplo:
typedef int (*FredMemFn)(int i);
A: La respuesta es sí. La cuestión es que function<> es capaz de manejar más casos que el de ser un simple puntero a una función. Por ejemplo, puede cubrir también el caso de functor, es decir, el caso de una clase con el operador () sobrecargado. Fíjate en el siguiente código:
#include <iostream>
#include <functional>
using namespace std;
int doble(int x) {
return x * 2;
}
class Doblador {
public:
int operator()(int x) {
return x * 2;
}
};
int main() {
Doblador d;
function<int(int)> f = doble;
cout << "Doble de 2 = " << f( 2 ) << endl;
f = d;
cout << "Doble de 2 = " << f( 2 ) << endl;
return 0;
}
Tienes el código aquí:
Espero que te resulte útil.
A: std::function es una clase que envuelve a cualquier elemento que pueda ser invocado, por ejemplo:
*Punteros a funciones (lo que se menciona en la pregunta).
*Objetos de una clase que tiene el operador () sobrecargado.
*Expresiones lambda.
*Expresiones bind (std::bind, básicamente un puntero a función con uno o más argumentos predefinidos de antemano).
Fuente: cppreference.com - std::function
Nótese que las funciones "template" no son invocables como tal, solo una instancia en particular de una función template con un tipo ya asociado puede combinarse con un std::function. | {
"simhash": 679028878700000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6813304721,
"avg_line_length": 29.5873015873,
"char_rep_ratio": 0.0722371968,
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"lang": "es",
"lang_score": 0.945369184,
"max_line_length": 278,
"num_words": 581,
"perplexity": 1792.3,
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} | 156,033,699,378,402,080 |
Q: ¿Cómo mostrar un mensaje de error más inteligible al comparar fechas de moment.js con Jasmine? Estoy usando moment.js para manejar fechas desde JavaScript y Jasmine para escribir pruebas unitarias. En un momento dado quiero hacer un test que compruebe que dos fechas son iguales, para lo cual hago lo siguiente:
it('properly compares dates', function () {
var date1 = moment("2000-01-02", "YYYY-MM-DD");
var date2 = moment("1999-03-04", "YYYY-MM-DD");
expect(date1).toEqual(date2);
});
Esto funciona como se espera: si las fechas fueran iguales el test pasaría, pero como no lo son, pues no pasa. El problema: el mensaje de error que lanza contiene el objeto completo, del cual es muy difícil extraer los valores comparados:
Expected Moment({ _isAMomentObject: true, _i: '2000-01-02', _f:
'YYYY-MM-DD', _isUTC: false, _pf: Object({ empty: false, unusedTokens:
[ ], unusedInput: [ ], overflow: -1, charsLeftOver: 0, nullInput:
false, invalidMonth: null, invalidFormat: false, userInvalidated:
false, iso: false }), _locale: Locale({ _ordinalParse:
/\d{1,2}(th|st|nd|rd)/, ordinal: Function, _abbr: 'en',
_ordinalParseLenient: /\d{1,2}(th|st|nd|rd)|\d{1,2}/ }), _d: Date(Sun Jan 02 2000 00:00:00 GMT+0100 (Romance Standard Time)) }) to equal
Moment({ _isAMomentObject: true, _i: '1999-03-04', _f: 'YYYY-MM-DD',
_isUTC: false, _pf: Object({ empty: false, unusedTokens: [ ], unusedInput: [ ], overflow: -1, charsLeftOver: 0, nullInput: false,
invalidMonth: null, invalidFormat: false, userInvalidated: false, iso:
false }), _locale: Locale({ _ordinalParse: /\d{1,2}(th|st|nd|rd)/,
ordinal: Function, _abbr: 'en', _ordinalParseLenient:
/\d{1,2}(th|st|nd|rd)|\d{1,2}/ }), _d: Date(Thu Mar 04 1999 00:00:00
GMT+0100 (Romance Standard Time)) })
Mi pregunta es: ¿hay alguna forma de personalizar los mensajes de error para los tests fallidos en Jasmine (específicamente para moment.js)? No he podido encontrar ninguna solución en la documentación oficial.
A: He acabado implementando un custom matcher que registro antes de los tests:
beforeEach(function() {
var customMatchers = {
toBeSameDate: function() {
return {
compare: function(actual, expected) {
var result = {};
result.pass = actual.isSame(expected);
result.message =
"Expected " + actual.format("YYYY-MM-DD") +
" to equal " + expected.format("YYYY-MM-DD");
return result;
}
}
}
};
jasmine.addMatchers(customMatchers);
});
Así pues, simplemente sustituyendo .toEqual por .toBeSameDate en el test, el mensaje de error cambia a:
Expected 2000-01-02 to equal 1999-03-04
Esto además tiene la ventaja de que en el futuro puedo extender el matcher si es necesario, por ejemplo para ignorar la hora.
A: Puedes hacerlo comparando la fecha formateada, utilizando moment.format():
var actual = moment('2015-11-06'),
esperado = moment('1998-04-09');
expect(actual.format()).toBe(esperado.format());
Expected '2015-11-06T00:00:00-03:00' to be '1998-04-09T00:00:00-03:00'.
Esto de te permite verificar una fecha y si la prueba falla, ver un detalle compacto y completo. | {
"simhash": 11104191160000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6703196347,
"avg_line_length": 53.8524590164,
"char_rep_ratio": 0.0863858364,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.6292281151,
"max_line_length": 314,
"num_words": 827,
"perplexity": 3557.9,
"special_char_ratio": 0.3759512938,
"text_len": 3285,
"word_rep_ratio": 0.271393643
} | 5,340,976,984,343,994,000 |
Q: ¿Cómo hacer una petición HTTP POST con Ruby? Necesito hacer una petición POST a una API de Google a la URL:
Me gustaría hacerlo sin usar una gema especifica para esa API de GOOGLE sino de la forma más cercana a lo que traiga Ruby 2.2.0 por defecto, de ser posible.
A: Me salió, haciendo lo siguiente, pero no sé si es una buena práctica:
require 'uri'
require 'net/http'
require 'openssl'
recaptcha_url = ""
remoteip = request.remote_ip
uri = URI(recaptcha_url)
options = {
:secret => ENV["SECRET_KEY_CAPTCHA"],
:remoteip => request.env["REMOTE_ADDR"],
:response => user_response
}
response = Net::HTTP.post_form(URI.parse(recaptcha_url), options)
puts("Body: #{response.body}")
#then parse the json response in the above 'response' variable and check whether
#the API returns a success or failure and return true or false depending on it
#logger.info "------status ==> #{response.body}"
hash = JSON.parse(response.body)
hash["success"] == true ? true : false
A: Aunque al final termine usando cURL, este es un script utilizado para hacer un post en Ruby, recuerda configurar tus credenciales y el tipo de contenido:
full_url = ""
uri = URI.parse(full_url)
http = Net::HTTP.new(uri.host, uri.port)
http.use_ssl = true
http.verify_mode = OpenSSL::SSL::VERIFY_NONE
headers = {'Content-Type' => "application/json", 'Accept-Encoding'=> "gzip,deflate",'Accept' => "application/json" }
request = Net::HTTP::Post.new(uri.request_uri, headers)
request.body = {'credentials' => {'username' => 'jorgesys', 'key' => 'bombonica'}}
response = http.request(request)
A: Puedes usar la nice_http gem que te simplificará el proceso:
require 'nice_htpp'
http = NiceHttp.new('')
req = {
path: '/recaptcha/api/siteverify',
data: {
secret: 'ACA_LA_CLAVE',
remoteip: 'IP',
response: 'KEY_RESPONSE'
}
}
resp = http.post req | {
"simhash": 10744905500000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6912076271,
"avg_line_length": 33.7142857143,
"char_rep_ratio": 0.0521554018,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.4127010107,
"max_line_length": 156,
"num_words": 558,
"perplexity": 2820.2,
"special_char_ratio": 0.3103813559,
"text_len": 1888,
"word_rep_ratio": 0
} | 15,088,169,779,113,167,000 |
Q: Manipular los checkbox de un grid con Knockoutjs y KendoUI Quisiera saber cómo detectar el cambio en la propiedad de un objeto observable en una grilla al seleccionar un checkbox con knockoutjs.
El código que actualmente tengo es de esta forma.
<div data-bind="kendoGrid:{data: asignados, }"></div>
<script type="text/javascript>
var RecursosVm = function () {
var self = this;
self.columns = [
{
title : "",
field : "isChecked",
template: "<input type='checkbox' data-bind='checked: checkedAlert'/>"
},
{ title: "Código", field: "reC_CLIENTKEY" },
{ title: "Nombre", field: "reC_NOMBRE_COMPLETO" }
];
self.asignados = ko.observableArray([]);
self.disponibles = ko.observableArray([]);
self.checkedAlert = function() {
//aqui deberia capturar el objeto
};
self.moverDisponibles = function() {
//TODO:
}}
El problema es que al seleccionar el checkbox no cambia el valor del objeto ni dispara la función y de allí no hay forma de recuperar los objetos seleccionados.
A: El checked binding requiere un boolean o un observable de boolean para bindearlo al html
Si necesitas ejecutar una funcion al cambiar el valor del checkbox en la UI puedes crear un Writable computed observable para tal fin
self._checkbox = ko.observable(false); //o el valor por defecto que necesites
self.checkedAlert = ko.computed({
read: function () {
return this._checkbox();
},
write: function (value) {
//TODO: Acá va lo que quieres ejecutar cuando se cambia el valor del checkbox
this._checkbox(value);
},
owner: self
});
A: Problema y solución
Has confundido un evento de tipo checked con el enlace a datos o binding de tipo checked. El binding de Knockout requiere una expresión de tipo Observable o un valor estático, no una función que gestiona un evento.
<input type='checkbox' data-bind='checked: <expresión>'/>
En este caso has de definir un observable para cada recurso que represente el estado de estar seleccionado y enlazar la interfaz con él:
...
self.isChecked = ko.observable(valorInicial);
...
<input type='checkbox' data-bind='checked: isChecked'/>
Dependiendo de lo que debas hacer cuando se alterne el checkbox, puede tener sentido subscribirte al cambio (a) o ampliar tu modelo con un computed que dependa de los distintos observables isChecked, si esto encaja en tus necesidades. Por ejemplo:
a) Método subscribe
self.isChecked.subscribe(function (value) {
// Ojo: se dispara siempre al cambiar de estado...
console.log((value ? 'seleccionado' : 'deseleccionado') + '(' + self.clave() + ')');
// Salida:
// seleccionado(123) // Al seleccionar
// deseleccionado(123) // Al deseleccionar
});
b) Computed
// Si queremos mostrar cuántos recursos están seleccionados
self.numSeleccionados = ko.computed(function () {
return self.asignados().filter(function (e) {
return e.isChecked();
}).length;
});
Ejemplo:
En este fiddle hay un ejemplo concreto.
Nota:
Realmente, la utilización del KendoGrid o un foreach de Knockout es indiferente en este caso. | {
"simhash": 16446464450000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7155283505,
"avg_line_length": 40.8421052632,
"char_rep_ratio": 0.0655896607,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7514390945,
"max_line_length": 247,
"num_words": 882,
"perplexity": 3069.2,
"special_char_ratio": 0.2864046392,
"text_len": 3104,
"word_rep_ratio": 0.0068728522
} | 10,931,331,912,237,224,000 |
Q: ¿Cómo saber si un archivo regular no existe en bash? Supongamos que estoy en un directorio y sé que un archivo archivo existe:
if [ -f "archivo" ]; then
echo "archivo existe"
fi
¿Hay alguna manera de comprobar si el archivo no existe sin tener que utilizar el else de este condicional?
A: Extraído de la pregunta hermana How do I tell if a regular file does not exist in bash?.
¡Sí! Solo tienes que utilizar la negación ! en el condicional:
if [ ! -f "archivo" ]; then
echo "archivo no existe"
fi
O de una forma más concisa:
[ ! -f "archivo" ] && echo "archivo regular no existe"
Nótese que man test indica que la opción -f:
-f FILE
FILE exists and is a regular file
Por lo que la negación de esto simplemente quiere decir que lo indicado no es un archivo regular. Puede no ser nada o puede ser un directorio, etc.
A: Se puede utilizar la negación ! antes del -f
if [ ! -f "$archivo" ]; then
echo "archivo inexistente"
fi
o antes del [
if ! [ -f "$archivo" ]; then
echo "archivo inexistente"
fi
También se puede utilizar -e de esta forma
if [ ! -e "$archivo" ]; then
echo "archivo inexistente"
fi
A: Este es el script que uso para revisar si un archivo existe:
if [ ! -f "/miFolder/miArchivo.txt" ]; then
echo "El archivo no existe"
fi
la opción -f es negada para determinar no existe el archivo. | {
"simhash": 2913926737000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.710978342,
"avg_line_length": 29.7555555556,
"char_rep_ratio": 0.122556391,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9906551838,
"max_line_length": 147,
"num_words": 417,
"perplexity": 3211.4,
"special_char_ratio": 0.289021658,
"text_len": 1339,
"word_rep_ratio": 0.0735294118
} | 9,577,031,153,714,934,000 |
Q: ¿Cómo comprobar si una lista no contiene elementos repetidos? C# Tengo una lista:
List<byte> unaLista = new List<byte> { 1,4,3,6,1 };
¿Cómo puedo comprobar que no contenga elementos repetidos, es decir, está Unqiue o no?
A: Usa DISTINCT()
bool estaUnique = unaLista.Distinct().Count() == unaLista.Count(); | {
"simhash": 2558887354000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7322580645,
"avg_line_length": 44.2857142857,
"char_rep_ratio": 0.1063122924,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7661470771,
"max_line_length": 86,
"num_words": 103,
"perplexity": 3026,
"special_char_ratio": 0.2838709677,
"text_len": 310,
"word_rep_ratio": 0
} | 6,487,894,233,186,090,000 |
Q: Cierre de sesión con Hibernate y Spring Quiero saber ¿Cómo cerrar la sesión hibernate, si estoy manejando la transacción con Spring 4.x?.
Modelo
import java.util.Date;
import javax.persistence.Column;
import javax.persistence.Entity;
import javax.persistence.GeneratedValue;
import javax.persistence.Id;
import javax.persistence.Table;
import javax.persistence.Temporal;
import javax.persistence.TemporalType;
@Entity
@Table(name="EGRESOS")
public class Egreso {
@Id
@GeneratedValue
@Column(name="id")
private Long id;
@Temporal (TemporalType.DATE)
@Column(name="fecha")
private Date fecha;
@Column(name="importe")
private Double importe;
@Column(name="detalle")
private String detalle;
public Egreso() {
// TODO Auto-generated constructor stub
}
//all getters and setters
Persistencia
public abstract class CustomHibernateSupport<T> extends HibernateDaoSupport implements IGenericDAO<T> {
private Class<T> persistentClass;
@Autowired
private SessionFactory sessionFactory;
@SuppressWarnings({ "unchecked", "deprecation" })
public CustomHibernateSupport() {
this.persistentClass = (Class<T>) ((ParameterizedType) getClass()
.getGenericSuperclass()).getActualTypeArguments()[0];
this.sessionFactory = new Configuration().configure() // configures
// settings from
// hibernate.cfg.xml
.buildSessionFactory();
}
@PostConstruct
public void init(){
setSessionFactory(sessionFactory);
getHibernateTemplate().setCacheQueries(true);
}
public Class<T> getPersistentClass() {
return persistentClass;
}
public void setPersistentClass(Class<T> persistentClass) {
this.persistentClass = persistentClass;
}
public void insert(T entity) {
getHibernateTemplate().save(entity);
}
public void delete(T entity) {
getHibernateTemplate().delete(entity);
}
public void update(T entity){
getHibernateTemplate().update(entity);
}
@SuppressWarnings("unchecked")
public List<T> findAll() {
Session session = getSessionFactory().openSession();
Criteria cr = session.createCriteria(getPersistentClass());
return cr.list();
}
@SuppressWarnings("unchecked")
public T findById(Long id) {
Session session = getSessionFactory().openSession();
Criteria criteria= session.createCriteria(getPersistentClass());
criteria.add(Restrictions.eq("id",id));
return (T) criteria.uniqueResult();
}
@SuppressWarnings("unchecked")
public List<T> findByDate(Date date) {
System.out.println(date);
Session session = getSessionFactory().openSession();
Criteria criteria= session.createCriteria(getPersistentClass());
criteria.add(Restrictions.eq("fecha",date));
return criteria.list();
}
}
Servicio
@Transactional(readOnly=false)
public boolean cargarGasto(GastosRequestDTO nuevo){
Egreso e = new Egreso();
try{
e.setDetalle(nuevo.getDetalle());
e.setFecha(nuevo.getFecha());
e.setImporte(nuevo.getImporte());
egreso.insert(e);
log.info("se inserto correctamente el nuevo gasto ID: "+ e.getId());
return true;
}
catch(Exception ex){
log.error(Throwables.getStackTraceAsString(ex));
log.error("No se pudo insertar gasto ");
}
return false;
}
Controlador
public void cargarGasto() {
GastosRequestDTO nuevoGasto = new GastosRequestDTO();
nuevoGasto.setFecha(fecha);
nuevoGasto.setDetalle(descripcion);
nuevoGasto.setImporte(importe);
if (hotel.cargarGastos(nuevoGasto)) {
obtenerBalance();
setImporte(null);
setDescripcion(null);
}
}
ApplicattionContex.xml
<>
< base-package="ar.com.as.hotel"/>
<bean id="recordDataSource" class="com.mchange.v2.c3p0.ComboPooledDataSource"
lazy-init="true" destroy-method="close">
<property name="driverClass" value="org.gjt.mm.mysql.Driver" />
<!-- CHANGE THE DATABASE CONNECTION-->
<property name="jdbcUrl" value=">
<property name="user" value="********" />
<property name="password" value="********" />
<!-- ***************************************** -->
<property name="minPoolSize" value="1" />
<property name="maxPoolSize" value="100" />
<property name="initialPoolSize" value="5" />
</bean>
<bean id="sessionFactory" class="org.springframework.orm.hibernate4.LocalSessionFactoryBean">
<property name="configLocation">
<value>./WEB-INF/classes/hibernate.cfg.xml</value>
</property>
<property name="dataSource">
<ref bean="recordDataSource" />
</property>
</bean>
<bean id="transactionManager"
class="org.springframework.orm.hibernate4.HibernateTransactionManager">
<property name="sessionFactory">
<ref local="sessionFactory" />
</property>
</bean>
< transaction-manager="transactionManager" />
Hibernate.xml
<?xml version="1.0" encoding="utf-8"?>
<!DOCTYPE hibernate-configuration SYSTEM
"">
<hibernate-configuration>
<session-factory>
<property name="connection.driver_class">com.mysql.jdbc.Driver</property>
<property name="connection.url"></property>
<property name="connection.username">******</property>
<property name="connection.password">******</property>
<property name="hbm2ddl.auto">update</property>
<property name="connection.autocommit">false</property>
<!-- <mapping resource="Cliente.hbm.xml" /> -->
<mapping class="ar.com.as.hotel.modelo.Ingreso" ></mapping>
<mapping class="ar.com.as.hotel.modelo.Precio"></mapping>
<mapping class="ar.com.as.hotel.modelo.Habitacion"></mapping>
<mapping class="ar.com.as.hotel.modelo.Temporada"></mapping>
<mapping class="ar.com.as.hotel.modelo.Egreso"></mapping>
<!-- List of XML mapping files -->
</session-factory>
</hibernate-configuration>
A: La sesión se va a cerrar sola. Spring Transaction la va a manejar por ti. Solo asegúrate que los métodos que necesiten conectividad a la base de datos y utilicen Hibernate estén anotados correctamente con @Transactional o que estén configurados vía xml.
A: Como lo veo es mas que nada un problema de tu configuración, realmente trata de no mezclar peras con manzanas.
Te puedo decri que el archivo Hibernate.xml esta de mas ya que ahora tienes un archivo de configuración con Spring el cual te sirve para lo mismo.
Lo mejor es que le digas a Spring que tus entidades se encuentran en tal paquete y te cree la unidad de persistencia que necesitas, asi ya no tendras que estar agregando cada una de las entidades que generes al archivo.
Este es un ejemplo.
<bean id="entityManagerFactory"
class="org.springframework.orm.jpa.LocalContainerEntityManagerFactoryBean">
<property name="persistenceUnitName" value="persistenceUnit" />
<property name="packagesToScan">
<list>
<value>com.todo.model</value>
</list>
</property>
<property name="dataSource" ref="dataSource" />
<property name="jpaVendorAdapter">
<bean class="org.springframework.orm.jpa.vendor.HibernateJpaVendorAdapter">
<property name="databasePlatform" value="org.hibernate.dialect.MySQLDialect" />
<property name="showSql" value="true" />
</bean>
</property>
<property name="jpaProperties">
<props>
<prop key="hibernate.hbm2ddl.auto">update</prop>
</props>
</property>
</bean>
<bean id="transactionManager" class="org.springframework.orm.jpa.JpaTransactionManager">
<property name="entityManagerFactory" ref="entityManagerFactory" />
</bean>
< transaction-manager="transactionManager" />
< />
< base-package="com.todo" />
Aquí una pregunta para evitar el archivo persistence.xml que es el equivalente a tu archivo de Hibernate.
Y aquí un proyecto con la configuración ya hecha | {
"simhash": 12413532260000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6630659061,
"avg_line_length": 34.1867219917,
"char_rep_ratio": 0.1342648846,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.2583187222,
"max_line_length": 256,
"num_words": 2028,
"perplexity": 2011.5,
"special_char_ratio": 0.3389974511,
"text_len": 8239,
"word_rep_ratio": 0.0762753839
} | 4,177,343,293,610,636,300 |
Q: Inicialización de variables en Python usando una función separada de main() Para inicializar algunas variables en un programa escrito en Python (de forma estructurada, sin usar programación orientada a objetos), quiero utilizar una función denominada inicializacion(), a la cual se invoca desde una función main(). El problema es el ámbito de estas variables, ya que si les doy su valor inicial en la función inicializacion(), al tratar de usarlas en la función main() se va a generar un error porque allí no existen. Por ejemplo:
import serial
def inicializacion():
puerto = '/dev/ttyACM0'
baudRate = 115200
buffer = ''
ser = serial.Serial(puerto, baudRate, timeout=1)
def main():
inicializacion()
buffer = buffer + leerDatos(ser)
¿Qué alternativas hay para evitar el uso de "global" en la función de inicialización? ¿Es posible implementar alguna solución sin tener que pasar las variables como argumentos y sin tener que devolverlas en el "return"?
A: Pues, no creo que esto sea posible sin recurrir a la altamante no recomendada global. El caso específico que muestras aplica perfectamente en la Programación Orientada a Objetos, sería bueno que expliques la razón por la cual estás tratando de evitarla:
import serial
class Clase():
def __init__(self, puerto, baud_rate, buffer) # inicializacion()
self.puerto = puerto
self.baud_rate = baud_rate
self.buffer = buffer
self.serial = serial.Serial(puerto, baudRate, timeout=1)
def leer_datos(self):
# Tu código
Si estas intentando usar los parámetros de configuración, podrías crear un archivo específico el cual será importado a demanda:
settings.py
puerto = '/dev/ttyACM0'
baudRate = 115200
buffer = ''
main.py
import serial
import settings
def main():
ser = serial.Serial(settings.puerto, settings.baudRate, timeout=1)
buffer = settings.buffer + leerDatos(ser)
Otra opción es la mencionada por @Carlangueitor en la cual tu configuración la mueves a un archivo .env dentro de tu proyecto y así evitas exponer la configuración en uno de los archivos. Puedes usar dotenv.
A: Creo que podrías utilizar un diccionario. Puedes pasar el diccionario, así como devolverlo, manteniendo los cambios que realices en su interior. Fíjate en el siguiente código.
def inicializacion():
toret = {}
toret["puerto"] = '/dev/ttyACM0'
toret["baudRate"] = 115200
toret["buffer"] = ''
return toret
def main():
datos = inicializacion()
datos["buffer"] = "hola"
print(datos["buffer"])
print(datos)
main()
Tienes el código aquí:
Espero que te resulte útil.
A: La forma más sencilla y pythonica, adaptando tu propio código:
import serial
def inicializacion(puerto='/dev/ttyACM0', baudRate=115200):
ser = serial.Serial(puerto, baudRate, timeout=1)
return ser
def main():
ser = inicializacion()
buffer=''
buffer = buffer + leerDatos(ser)
# El puerto se ha de cerrar para evitar fugas de memoria..
ser.close()
Lo ideal sería cambiarle el nombre de inicializacion a otro más expresivo y explícito como p.ej.: inicializacion_puerto_serie
Al pasar los valores a la función inicializacion como parámetros por defecto se puede reutilizar el código con otro puerto u otro baud_rate diferente.
No te olvides nunca cuando abras un fichero o un puerto serie (que para el sistema es lo mismo) de cerrarlo correctamente para evitar fugas de memoria.
A: Te propongo lo siguiente:
import serial
puerto='/dev/ttyACM0'
baudRate=115200
def main():
buffer=''
serial.Serial(puerto, baudRate, timeout=1)
buffer=buffer+leerDatos(str) | {
"simhash": 6955586560000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7397298042,
"avg_line_length": 37.0102040816,
"char_rep_ratio": 0.0909342178,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9229903817,
"max_line_length": 534,
"num_words": 1061,
"perplexity": 3215.6,
"special_char_ratio": 0.2712985939,
"text_len": 3627,
"word_rep_ratio": 0.0465779468
} | 10,341,974,202,524,080,000 |
Q: Preservar Actividad después de presionar el botón "Atrás" Estoy trabajando una aplicación con android la cual realiza una autenticación a través de una actividad "A" (LoginActivity), este instancia la actividad "B" (LoginTask) que hereda de AsyncTask para realizar dicho proceso, una vez realizada la autenticación se instancia a la actividad "C" (PrincipalActivity), siendo algo como esto A -> B -> C.
Ubicado en la actividad "C", presiono el botón "Atras" y este me "saca" de la actividad principal y me ubica en la actividad "A", decir, me regresa a la pantalla de logueo. Aquí mi código:
LoginActivity
public class LoginActivity extends AppCompatActivity {
@Override
protected void onCreate(Bundle savedInstanceState) {
super.onCreate(savedInstanceState);
setContentView(R.layout.activity_login);
initUI();
}
private void initUI() {
Typeface font = Typeface.createFromAsset(getApplicationContext().getAssets(),"fonts/NotoSans-Regular.ttf");
final EditText txtUser = (EditText)findViewById(R.id.txtUser);
txtUser.setTypeface(font);
final EditText txtPass = (EditText)findViewById(R.id.txtPass);
txtPass.setTypeface(font);
Button btnAccess = (Button) findViewById(R.id.btnAccess);
btnAccess.setTypeface(font);
btnAccess.setOnClickListener(new View.OnClickListener() {
@Override
public void onClick(View v) {
Login loginBean = new Login();
String user = txtUser.getText().toString().trim();
String pass = txtPass.getText().toString().trim();
if (!user.equals("")) {
if(!pass.equals("")) {
loginBean.setUser(user.toUpperCase());
loginBean.setPass(pass);
} else {
txtPass.setError(getString(R.string.err_pass));
return;
}
} else {
txtUser.setError(getString(R.string.err_user));
return;
}
LoginTask loginTask = new LoginTask(LoginActivity.this,loginBean);
loginTask.execute();
}
});
}
}
LoginTask
public class LoginTask extends AsyncTask {
private ProgressDialog progressDialog;
private Context context;
private Resources resources;
private Login loginParams;
private String msgAccess;
public LoginTask(Context context, Login loginParams) {
this.context = context;
this.resources = context.getResources();
this.loginParams = loginParams;
}
protected void onPreExecute() {
progressDialog = new ProgressDialog(context);
progressDialog.setMessage(resources.getString(R.string.msg_access));
progressDialog.setCancelable(true);
progressDialog.setProgressStyle(ProgressDialog.STYLE_SPINNER);
progressDialog.show();
}
@Override
protected String doInBackground(Object[] objects) {
//Autenticación
return msgAccess;
}
protected void onPostExecute(Object o) {
if (msgAccess != null) {
if (msgAccess.equals("OK")) {
Intent intent = new Intent(context, PrincipalActivity.class);
intent.setFlags(Intent.FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TOP | Intent.FLAG_ACTIVITY_NEW_TASK);
context.startActivity(intent);
((Activity)context).finish();
} else {
Toast.makeText(context, msgAccess, Toast.LENGTH_LONG).show();
}
} else {
Toast.makeText(context, R.string.err_msg_null, Toast.LENGTH_LONG).show();
}
if (progressDialog.isShowing()) {
progressDialog.dismiss();
}
}
}
Entonces, lo que habia pensado era realizar algun tipo de validación en el evento onBackPressed() de mi clase principal para que cuando presione el botón "Atras" no me regrese a "A", sino, me mantenga en la actividad principal "C":
@Override
public void onBackPressed() {
if (LoginPersistence.getStatus() > 0 && !LoginPersistence.getToken().equals("")) {
//Agregar aqui la validación
}
}
Para ser mas explicito, lo que indico es que cuando estoy en mi actividad principal "C" y presiono el botón "Atrás", este me regresa a la actividad "A", es decir, para ingresar nuevamente usuario y password, cuando no debería hacerlo. Al presionar el botón "Atrás", debería "minimizar" mi aplicación y cuando vuelva a ingresar debería mantenerla en la actividad principal. Es lo que hago cuando presiono el botón "Home", me minimiza la aplicación y cuando vuelvo, me carga donde me quedé y esto lo logro con intent.setFlags(Intent.FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TOP | Intent.FLAG_ACTIVITY_NEW_TASK);.
Espero haberme explicado. Gracias.
A: En base a tu pregunta, deseas regresar a la "actividad B", LoginTask pero recuerda que esta en realidad no es una Actividad es un AsyncTask.
*"A" (LoginActivity)
*"B" (LoginTask)
*"C" (PrincipalActivity)
LoginTask es un Thread que en realidad realiza un Intent para abrir la actividad PrincipalActivity.
Intent intent = new Intent(context, PrincipalActivity.class);
Si deseas regresar a "B" LoginTask, entonces esta clase debe extender de Activity y dentro de esta clase un instancia el Asynctask con la misma funcionalidad.
A: LoginTask no es una actividad, es una tarea asíncrona, y esta puedes declararla dentro de LoginActivity.
Después de verificar la autenticación en MainActivity inicia LoginActivity así:
if(!isAuthenticated){
Intent intent = new Intent(this, LoginActivity.class);
intent.setFlags(Intent.FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TOP | Intent.FLAG_ACTIVITY_NEW_TASK);
startActivity(intent);
MainActivity.this.finish();
}
Lo que hicimos aquí fue finalizar la MainActivity después de lanzar LoginActivity, entonces si la autenticación no fue correcta o no se realizó nada entonces cuando presiones atrás se saldrá de la aplicación sin volver a la actividad principal.
Después de haberte autenticado correctamente solo debes iniciar de nuevo la actividad principal "MainActivity" entonces la inicias de esta manera aplicando el mismo principio de arriba:
Intent intent = new Intent(LoginActivity.this, MainActivity.class);
intent.setFlags(Intent.FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TOP | Intent.FLAG_ACTIVITY_NEW_TASK);
startActivity(intent)
LoginActivity.this.finish();
Con esto debería ser suficiente para regresar de LoginActivity a MainActivity después de iniciar sesión y cuando presiones atrás se terminará la aplicación.
A: En tu AndroidManifest.xml debes incorporar "
<activity
"
"
">
<intent-filter>
<action " />
<category " />
</intent-filter>
</activity>
y esa actividad no será almacenada en el historial de actividades.
A: Utiliza FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TASK, en lugar de FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TOP cuando inicias tu actividad:
intent.setFlags(Intent.FLAG_ACTIVITY_CLEAR_TASK | Intent.FLAG_ACTIVITY_NEW_TASK);
context.startActivity(intent);
Eso a mi me ha funcionado, cuando presiones "back" debe simplemente cerrar tu aplicación.
Espero te funcione.
A: Lo que responde Elenasys es correcto. LoginTask es una AsyncTask, con lo cual no es una Activity. No puedes "volver a ella".
Si quieres entender algo más sobre el estado de tu stack de activities, puedes correr el siguiente comando de adb:
adb shell dumpsys activities
Ahí podrás ver cómo están tus actividades y comprender qué pasará cuando pulsas "back". | {
"simhash": 1382275383000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6890115668,
"avg_line_length": 45.5568862275,
"char_rep_ratio": 0.1223845243,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.6701681614,
"max_line_length": 589,
"num_words": 2136,
"perplexity": 2751.3,
"special_char_ratio": 0.3111198738,
"text_len": 7608,
"word_rep_ratio": 0.0822755054
} | 184,844,637,516,489,020 |
Q: ¿Cómo puedo deshacer el último commit en Git? Hice un commit e inmediatamente después noté que commiteé cambios que no quiero pushear al remote.
¿Hay alguna manera de deshacer el mismo manteniendo esos cambios en mi copia local para volver a commitearlos correctamente?
A: Si quieres mantener los cambios:
git reset [--mixed] HEAD~1
Si además no quieres cargarte el commit (sólo mover el head al anterior):
git reset --soft HEAD~1
Y si no quieres mantenerlos (y volver al estado del commit anterior, en la práctica, destruir el último commit completamente como si nunca hubiera existido):
git reset --hard HEAD~1
A: El comando es git reset <commit>
Para deshacer específicamente el último commit puedes usar HEAD~1
Por ejemplo para volver al commit anterior puedes usar el sgte comando:
git reset HEAD~1
El parámetro --mixed permite mantener los cambios en el working tree para que puedan ser modificados luego, sin embargo al ser el modo por defecto no es necesario.
En este caso me parece la opción más adecuada ya que quieres corregir el commit así que necesitas revertir el index para corregir los cambios.
Algunos de los parámetros opcionales son:
*
*--soft no modifica ni el working tree ni el index. Solo cambia el HEAD al commit indicado.
*--mixed revierte el index pero no el working tree de modo que se mantienen los cambios listos para ser modificados y posiblemente commiteados de nuevo. Esta es la opción por defecto.
*--hard Revierte el index y el working tree de modo que los cambios se pierden totalmente.
Puedes revisar la sintaxis completa en git-reset Documentation
A: $ git reset --soft HEAD~ o $ git reset --soft HEAD~1 #1
// Cambios necesarios // #2
$ git add ... #3
$ git commit ... #4
Simplemente haces un reset soft, con lo que te quedas con los cambios en local pero deshaces el commit, después haces lo que quieras y vuelves a hacer el commit como querías la primera vez.
A:
¿Cómo puedo deshacer el último commit en Git?
Esta es la forma correcta de realizarlo:
$ git reset --soft HEAD~
muy importante, como lo cita otro usuario, esta opción aplica cuando necesitas mantener los cambios. | {
"simhash": 5696236930000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.733451015,
"avg_line_length": 49.2608695652,
"char_rep_ratio": 0.1262738148,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9676937461,
"max_line_length": 189,
"num_words": 682,
"perplexity": 2582,
"special_char_ratio": 0.2709620477,
"text_len": 2266,
"word_rep_ratio": 0.0312035661
} | 17,508,290,147,021,525,000 |
Q: Solicitudes ajax en Laravel Este es el código ejemplo de un controlador y el manejo normal (no AJAX) de un Request o solicitud.
<?php
namespace App\Http\Controllers;
use Illuminate\Http\Request;
use Illuminate\Routing\Controller;
class UserController extends Controller
{
/**
* Store a new user.
*
* @param Request $request
* @return Response
*/
public function store(Request $request)
{
$name = $request->input('name');
//
}
}
¿Qué debo hacer para que funcione también para solicitudes AJAX en la función store() ?
Si creo otra función storeAjax() , puedo incluirla en routes.php (con una nueva ruta asignada) y funciona, pero no es una buena práctica, pues tengo 2 rutas y debe ser la misma para ambas solicitudes.
A: Quizás esto te pueda ayudar:
if($request->ajax()){ }//procesa la peticion ajax
else{return $view;} //retornas por ejemplo,una vista
En cuanto al Routes.php, no hay necesidad de modificar, lo que haces en tu JS es un request de tipo GET:
$.ajax(type: 'GET', ...)
Y procesas la petición, espero te ayude.
A: Utiliza el siguiente ejemplo para crear una función del controlador más potente.
*Controlamos si la petición viene de una petición AJAX o no, y devolvemos una respuesta en JSON o un Redirect dependiendo del caso
*Uso de Try/Catch para capturar errores
*Uso de Log para el registro de errores
-
public function store()
{
$data = [
'name' => Input::get('name'),
];
try
{
$result = $this->repository->create($data);
}
catch (Illuminate\Database\QueryException $e)
{
Log::error("YourController@store: register your error", array('created_by' => Auth::user()->id, 'message' => $e->getMessage());
if (!Request::ajax())
{
return Redirect::back()
->with('type_message', "danger")
->with('message', trans('web.error'))
}
else
{
return "{\"result\":\"ko\",\"error\":\"$e->getMessage()\"}";
}
}
if ($result)
{
if (!Request::ajax())
{
Log::info("YourController@store: Created OK", array('created_by' => Auth::user()->id, 'result' => $result->toArray()));
return Redirect::back()
->with('type_message', "success")
->with('message', trans("web.created_ok"));
}
else
{
return "{\"result\":\"ok\",\"id\":\"$result->id\",\"name\":\"$result->name \"}";
}
}
else
{
return "{\"result\":\"ko\",\"error\":\"Hubo un error guardando\"}";
}
}
Ejemplo de petición AJAX:
$.ajax({
url: "{{ route('my_route')}}",
data: "name="+name+"&_token={{ csrf_token()}}",
dataType: "json",
method: "POST",
success: function(result)
{
if (result['result'] == 'ok')
{
}
else
{
}
},
fail: function(){
},
beforeSend: function(){
}
});
});
Crea una ruta que apunte al metodo Store de tu controlador, que te servirá tanto para peticiones desde un formulario como para peticiones AJAX:
Route::post('/my_route', array('as' => 'my_route', 'uses' => 'YourController@store'));
A: No es necesario implementar otro método.
Si no te funciona puede ser debido a que Laravel 5 incluye una validación del token CSRF, por motivos de seguridad, en todas las peticiones POST, PUT y DELETE. Debes incluir este token en la petición.
Puedes ver diferentes métodos para incluir este token en la documentación oficial:
A: Puedes probar con esto
public function store(Request $request)
{
if($request->ajax())
{
$name = $request->input('name');
Response->json($name);
}
} | {
"simhash": 699499522500000000
} | {
"alnum_ratio": 0.5909090909,
"avg_line_length": 29,
"char_rep_ratio": 0.0947892118,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.6645970941,
"max_line_length": 200,
"num_words": 927,
"perplexity": 3051.5,
"special_char_ratio": 0.4096133751,
"text_len": 3828,
"word_rep_ratio": 0.0087145969
} | 2,182,612,695,951,768,300 |
Q: ¿Cómo revertir un commit, si ya subí los cambios al origen? Acabo de darme cuenta que hice un commit que incluye una contraseña. El problema es que ya subí los cambios al repositorio origen.
¿Cómo puedo repararlo sin perder los cambios que hice y sin que quede la contraseña en el historial del repositorio?
A: Tienes que hacer de nuevo el comit, para eso puedes ver cómo acá, luego tienes que hacer push forzando tu versión:
git push -f origin master
Si alguien más ya hizo pull de esos cambios puedes generarle problemas, pero si solo estás trabajando tu con eso, es seguro.
A: Podrías usar git rebase, para eliminar el ultimo commit.
git rebase -i HEAD~1
Debes comentar la linea de código correspondiente al commit, guardar y salir del editor.
Posteriormente ejecutar
git push -f origin master
A: Para esto debes:
1) Ubica el commit del servidor. Puedes obtener los últimos 10 commits asi:
git log -10 --pretty="%H"
Eso te muestra los hash de los commits
30ace57438659c6a715db441ffc6751f385db667
484121a5ed21e8b842ffe61783fde059103185b3
996ee5f0aabd18d14a73e0181780dcc9191337f4
2b0ea751d69c84b909b3011ba5de865125d209b2
2) Ubica el punto deseado y retorna al commit deseado
git reset --hard 484121a5ed21e8b842ffe61783fde059103185b3
HEAD is now at 484121a
3) Envia los cambios al servidor de repositorio
git push --force
Y listo. Te sirve para regresar cualquier commit.
A: Hay que eliminar los commits de tu repositorio local y luego forzar que ese sea el último estado con la opción -f
Por ejemplo para eliminar 10 commits
git reset --hard HEAD~10
y luego forzar que ese sea el estado en origin
git push -f origin master
Más sobre como eliminar commits del historial local:
¿Cómo puedo deshacer el último commit en Git?
A: Elimina el commit en el repositorio local pero no guarda los cambios realizados:
git reset HEAD^ --hard
Elimina el commit en el repositorio local y guarda los cambios realizados:
git reset HEAD^ --soft
Posteriormente se puede hacer push de manera forzada al repositorio remoto.
git push -f origin master | {
"simhash": 11178561870000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.8032226562,
"avg_line_length": 38.641509434,
"char_rep_ratio": 0.0858263855,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9346494079,
"max_line_length": 193,
"num_words": 646,
"perplexity": 6350.4,
"special_char_ratio": 0.2719726562,
"text_len": 2048,
"word_rep_ratio": 0.0345368917
} | 5,103,320,071,393,640,000 |
Q: ¿Cómo imprimir la n-ésima línea de un archivo? Supongamos que tengo un archivo archivo con muchas líneas, pero solo quiero imprimir una en concreto, digamos la número n.
¿Cómo puedo conseguirlo utilizando herramientas que estén en un sistema estándar Linux? La opción head XX archivo | tail -N me parece poco práctica.
A: Fácil de escribir:
sed -n 123456p
Más rápido, especialmente si la línea no está cerca del final:
sed '123456q; d'
Un poco más rápido, al menos si el archivo es grande (benchmarks):
tail -n +123457 | head -n 1
head ... | tail ... es mucho más lento porque las primeras 123465 líneas pasan por el tubo.
A: Puedes hacerlo usando el comando sed (Stream Editor):
sed 'LINEAq;d' file
Ejemplo:
$ cat hello.go
package main
import (
"fmt"
)
func main() {
fmt.Printf("hello, world\n")
}
Imprimir la primera línea:
$ sed '1q;d' hello.go
package main}
Imprimir la séptima línea:
$ sed '7q;d' hello.go
func main() {
Para mayor información sobre sed, puedes visitar la documentación oficial de GNU.
A: Se me ocurren varias opciones.
Con awk podemos decir:
awk 'NR==n' archivo
y si el número está contenido en una variable $numero, podemos decir:
awk -v linea="$numero" 'NR==linea' archivo
Como NR se refiere a la línea que se está leyendo en un momento dado, solo debemos comparar su valor con el de la variable que le asignamos a través de -v linea="n". Por ejemplo, -v linea=5.
Si resulta que el archivo es muy, muy grande siempre podemos salir una vez se haya imprimido la línea para no seguir leyéndolo innecesariamente:
awk 'NR==linea {print; exit}' archivo
Si preferimos usar sed, podemos decir:
sed -n 'Np' archivo
Y para archivos grandes:
sed -n 'N{p;q;}' archivo
Esto imprimirá la línea numero N y a continuación detendrá la ejecución.
Si el valor está en una variable, debemos usar dobles comillas para que el valor se expanda y ${n} para que se entienda que el nombre de la variable es $n y no $np:
sed -n "${n}p" archivo
A: head y pipe con tail serían lentos para un archivo muy grande. Yo recomendaría usar sed así:
sed 'NUMq;d' archivo
Donde NUMes el número de línea que quieres imprimir.
Fuente | {
"simhash": 17302018610000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7452347745,
"avg_line_length": 32.1044776119,
"char_rep_ratio": 0.0541549953,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9894635081,
"max_line_length": 190,
"num_words": 751,
"perplexity": 2076.2,
"special_char_ratio": 0.2677824268,
"text_len": 2151,
"word_rep_ratio": 0.0161725067
} | 6,167,649,230,673,846,000 |
Q: Validar un email en JavaScript que acepte todos los caracteres latinos Pregunta
¿Cómo validar un e-mail que acepte todos los caracteres latinos?
*Por caracteres latinos me refiero a letras acentuadas, ñ, ç, y todas las usadas por idiomas como español, portugués, italiano... latinos.
Contexto
*El objetivo es mostrar un icono al lado del texto a medida que el usuario va tipeando su dirección de mail.
*No me interesa aceptar todos los casos válidos. Fue una decisión de diseño abarcar sólo los mails más frecuentes. Es decir, letras (incluyendo acentos y similares) y los símbolos ._%+-.
*Puedo usar código de otras fuentes, siempre y cuando sean populares (ej: jQuery).
Código
document.getElementById('email').addEventListener('input', function() {
campo = event.target;
valido = document.getElementById('emailOK');
emailRegex = /^[-\w.%+]{1,64}@(?:[A-Z0-9-]{1,63}\.){1,125}[A-Z]{2,63}$/i;
//Se muestra un texto a modo de ejemplo, luego va a ser un icono
if (emailRegex.test(campo.value)) {
valido.innerText = "válido";
} else {
valido.innerText = "incorrecto";
}
});
<p>
Email:
<input id="email">
<span id="emailOK"></span>
</p>
Casos
Estoy usando el regex
/^[-\w.%+]{1,64}@(?:[A-Z0-9-]{1,63}\.){1,125}[A-Z]{2,63}$/i
Que funciona perfecto en casos como
Pero falla con acentos y otras letras latinas
germá
yo@mi-compañía.com
estaçã
A: Con esta expresión regular puedes validar cualquier dirección de correo elecrónico que contenga caracteres Unicode:
/^(([^<>()[\]\.,;:\s@\"]+(\.[^<>()[\]\.,;:\s@\"]+)*)|(\".+\"))@(([^<>()[\]\.,;:\s@\"]+\.)+[^<>()[\]\.,;:\s@\"]{2,})$/i
Si lo pruebas en una consola de JavaScript:
> emailRegex.test("");
< true
> emailRegex.test("germá");
< true
Fuente
A partir de ahí, y como muy bien has mencionado, una expresión que se ajusta más a tus necesidades sería la siguiente:
/^(?:[^<>()[\].,;:\s@"]+(\.[^<>()[\].,;:\s@"]+)*|"[^\n"]+")@(?:[^<>()[\].,;:\s@"]+\.)+[^<>()[\]\.,;:\s@"]{2,63}$/i
A: Existen ciertas restricciones para emails pero puedo comentar que regularmente deben basarse en estas reglas:
*Mayúsculas y minúsculas del alfabeto ingles.
*Números de 0 al 9
*puede contener punto pero no al inicio o repetirse.
*puede usar los caracteres: !#$%&'*+-/=?^_`{|}~
Existen restricciones con ciertos tipos de email por ejemplo si contienen:
*Alfabeto griego.
*Caracteres cirílicos.
*Caracteres japoneses.
*Alfabeto latín con diacríticos.
ejemplos no aceptados como direcciones validas de email:
червь.ca®
josé.patroñ
Ver más :
Imagino un email con caracteres cirilicos, peor aún si lo que quieres es almacenar esos datos en una BD, que tipo de SQL collation utilizar!
Pero bueno la pregunta se refiere a como validar ese tipo de emails, este es un script que ayudaría con la tarea:
function validarEmail(valor) {
if (/^(([^<>()[\]\.,;:\s@\"]+(\.[^<>()[\]\.,;:\s@\"]+)*)|(\".+\"))@(([^<>()[\]\.,;:\s@\"]+\.)+[^<>()[\]\.,;:\s@\"]{2,})$/i.test(valor)){
alert("La dirección de email " + valor + " es correcta!.");
} else {
alert("La dirección de email es incorrecta!.");
}
}
por ejemplo:
validarEmail("jorgé");
El script te mostraría que la dirección email es correcta.
*Actualización:
Actualmente ya es posible usar caracteres internacionales en nombres de dominio y direcciones de correo electrónico.
Las direcciones de correo electrónico tradicionales están limitadas a los caracteres del alfabeto inglés y algunos otros caracteres especiales. Las siguientes son direcciones de correo electrónico tradicionales válidas:
(English, ASCII)
(English, ASCII)
user+mailbox/department= (English, ASCII)
!#$%&'*+-/=?^_`.{|}~@example.com (English, ASCII)
"Abc@def"@example.com (English, ASCII)
"Fred Bloggs"@example.com (English, ASCII)
"Joe.\\Blow"@example.com (English, ASCII)
El correo electrónico internacional, por el contrario, utiliza caracteres Unicode codificados como UTF-8, lo que permite codificar el texto de las direcciones en la mayoría de los sistemas de escritura del mundo.
Las siguientes son todas las direcciones de correo electrónico internacionales válidas:
用户@例子.广告 (Chinese, Unicode)
अजय@डाटा.भारत (Hindi, Unicode)
квіточка@пошта.укр (Ukrainian, Unicode)
θσερ@εχαμπλε.ψομ (Greek, Unicode)
Dörte@Sörensen.example.com (German, Unicode)
аджай@экзампл.рус (Russian, Unicode)
A: He encontrado un artículo aquí (en Inglés) que habla de algunas declaraciones diferentes expresiones regulares que pueden verificar direcciones de correo electrónico basados en el estándar RFC. Hay muchas declaraciones de expresiones regulares recomendada diferentes y no hay un único todo-en-una solución. Pero esta expresión regular es probablemente el que me iría con, añadiendo caracteres acentuados a la lista de caracteres válidos también.
\A[a-z0-9!#$%&'*+/=?^_`{|}~-]+(?:\.[a-z0-9!#$%&'*+/=?^_`{|}~-]+)*@(?:[a-z0-9](?:[a-z0-9-]*[a-z0-9])?\.)+[a-z0-9](?:[a-z0-9-]*[a-z0-9])?\z
A:
¿Cómo validar un email que acepte todos los caracteres latinos?
La única forma 100% segura de verificar si un email es valido es enviando uno. Si el usuario escribio el correo mal, ellos simplemente reintentaran.
Según RFC 5322, es un email "valido", pero,
¿alguien lo va a recibir? ¿Existe un servidor detras del dominio que acepte correos? Esas son las preocupaciones que deberias tener. Lo que seas que estas haciendo, una lista de distribución, registro, etc. debe de enviar un correo de confirmación para validarlo. La implementacion dependera del stack que uses (C#, PHP, Java?) y hací tendrás correos validos que alguien recibe.
Puedes implementar algo en el lado del cliente que al menos diga "este es una direción de correo electronico", pero no debería de ser tu herramienta de "validación", solo trata de que el usuario se de cuenta de que lo que escribió es #($^%#$@^(#$^.com. Si el cliente utiliza un navegador moderno, puedes utilizar <input type="email"> en tu formulario, esto eliminará la necesidad de mantener el regex.
A: Simplemente señalar que, de acuerdo a la especificación oficial, el REGEX que representa una dirección de email ortográficamente válida es el siguiente:
/^[a-zA-Z0-9.!#$%&'*+/=?^_`{|}~-]+@[a-zA-Z0-9](?:[a-zA-Z0-9-]{0,61}[a-zA-Z0-9])?(?:\.[a-zA-Z0-9](?:[a-zA-Z0-9-]{0,61}[a-zA-Z0-9])?)*$/
Puse a propósito el término dirección de email ortográficamente válida, porque lo que define una dirección de email realmente válida es que ésta funcione, es decir, que exista y pueda recibir emails.
De ahí se desprende que una verificación por medio de Javascript no es suficiente. Puede ayudarnos a hacer una validación ortográfica, a condición de que Javascript esté activado del lado del cliente.
Si se quiere verificar que el email realmente existe, no hay otra manera que enviando un email y que el destinatario responda. Es a eso a lo que se le puede llamar con toda propiedad validación real de un email.
De hecho, eso es lo que hacen todos los servicios de suscripción serios, nos envían un email que debemos verificar para quedar inscritos definitivamente en sus sitios o en sus listas de distribución.
Me permito mostrar gráficamente los pasos para validar un e-mail. Veremos que lo tratado aquí es apenas la etapa 2 de un proceso de validación que comprendería 5 etapas:
*Etapa 1: El usuario escribe un e-mail
*Etapa 2: Validación ortográfica del e-mail escrito por el usuario
*Etapa 3: Verificar si el dominio correspondiente al e-mail validado ortográficamente posee un servidor de e-mail
*Etapa 4: Enviar una petición (ping) o un email para verificar que el servidor está aceptando e-mails
*Etapa 5: El e-mail fue recibido correctamente en esa dirección y el usuario confirma de algún modo haberlo recibido (haciendo click en un enlace, enviando un email de respuesta, etc)
Hasta que no llegamos a la etapa 5, no podemos decir que el e-mail ha sido validado.
Si todos modos el OP solicita un método de validación que acepte direcciones con ñ y otros caracteres no definidos hasta el momento por la especificación oficial de w3.org (enlace de más arriba), el REGEX mencionado en una anterior respuesta funciona.
El código que sigue es el mismo usado en la pregunta, pero implementando por un lado el REGEX oficial y el REGEX que permite caracteres latinos tales como la ñ.
document.getElementById('email').addEventListener('input', function() {
campo = event.target;
valido = document.getElementById('emailOK');
var reg = /^(([^<>()[\]\\.,;:\s@\"]+(\.[^<>()[\]\\.,;:\s@\"]+)*)|(\".+\"))@((\[[0-9]{1,3}\.[0-9]{1,3}\.[0-9]{1,3}\.[0-9]{1,3}\])|(([a-zA-Z\-0-9]+\.)+[a-zA-Z]{2,}))$/;
var regOficial = /^[a-zA-Z0-9.!#$%&'*+/=?^_`{|}~-]+@[a-zA-Z0-9](?:[a-zA-Z0-9-]{0,61}[a-zA-Z0-9])?(?:\.[a-zA-Z0-9](?:[a-zA-Z0-9-]{0,61}[a-zA-Z0-9])?)*$/;
//Se muestra un texto a modo de ejemplo, luego va a ser un icono
if (reg.test(campo.value) && regOficial.test(campo.value)) {
valido.innerText = "válido oficial y extraoficialmente";
} else if (reg.test(campo.value)) {
valido.innerText = "válido extraoficialmente";
} else {
valido.innerText = "incorrecto";
}
});
<p>
Email:
<input id="email">
<span id="emailOK"></span>
</p>
Validación ortográfica en HTML5
HTML5 permite declarar nuestro input del tipo email y se encarga (en parte) de la validación por nosotros, como dice MDN:
email: El atributo representa una dirección de correo electrónico. Los
saltos de línea se eliminan automáticamente del valor ingresado. Puede
ingresarse una dirección de correo no válida, pero el campo de ingreso
sólo funcionará si la dirección satisface la producción ABNF 1*( atext / "." ) "@" ldh-str 1*( "." ldh-str ) donde atext está definida
en RFC 5322, sección 3.2.3 y ldh-str está definida en RFC 1034, sección 3.5.
Se puede combinar email con el atributo pattern:
pattern : Una expresión regular contra la que el valor es evaluado. El patrón
debe coincidir con el valor completo, no solo una parte. Se puede usar
el atributo title para describir el patrón como ayuda al usuario. Este
atributo aplica cuando el atributo type es text, search, tel, url,
email, o password, y en caso contrario es ignorado. El lenguaje de
expresión regular es el mismo que el algoritmo RegExp de JavaScript,
con el parámetro 'u' que permite tratar al patrón como una secuencia
de código Unicode. El patrón no va rodeado por diagonales.
La desventaja es que no todos los clientes son compatibles con HTML5.
<form>
<input type="email" pattern='^(([^<>()[\]\\.,;:\s@\"]+(\.[^<>()[\]\\.,;:\s@\"]+)*)|(\".+\"))@((\[[0-9]{1,3}\.[0-9]{1,3}\.[0-9]{1,3}\.[0-9]{1,3}\])|(([a-zA-Z\-0-9]+\.)+[a-zA-Z]{2,}))$' title="Entre un email válido" placeholder="Entre su email">
<input type="submit" value="Submit">
</form>
A: Según la RFC 6531 se tendrían que soportar más caracteres de a los que estamos acostumbrados. Pero los servidores lo limitan con otras anteriores.
No veo una solución con un rango único que implique introducir "todos los caracteres latinos". A pesar de que parece que van juntos (como en esta tabla del 0080 al 00FF), hay otros por en medio.
Una posible regex para los caracteres latinos que podrían interesarte (fuente) y añadiendo la (sugerencia):
/[A-Za-z\u0021-\u007F\u00C0-\u00D6\u00D8-\u00f6\u00f8-\u00ff]+/g
Se podría juntar con tu regex, las que ya han indicado anteriormente o una según la RFC 2822, como esta, para que no excluya los rangos que te interesan (que hay muchos tipos de tildes) (fuente):
^([^\x00-\x20\x22\x28\x29\x2c\x2e\x3a-\x3c\x3e\x40\x5b-\x5d\x7f-\xff]+|\x22([^\x0d\x22\x5c\x80-\xff]|\x5c[\x00-\x7f])*\x22)(\x2e([^\x00-\x20\x22\x28\x29\x2c\x2e\x3a-\x3c\x3e\x40\x5b-\x5d\x7f-\xff]+|\x22([^\x0d\x22\x5c\x80-\xff]|\x5c[\x00-\x7f])*\x22))*\x40([^\x00-\x20\x22\x28\x29\x2c\x2e\x3a-\x3c\x3e\x40\x5b-\x5d\x7f-\xff]+|\x5b([^\x0d\x5b-\x5d\x80-\xff]|\x5c[\x00-\x7f])*\x5d)(\x2e([^\x00-\x20\x22\x28\x29\x2c\x2e\x3a-\x3c\x3e\x40\x5b-\x5d\x7f-\xff]+|\x5b([^\x0d\x5b-\x5d\x80-\xff]|\x5c[\x00-\x7f])*\x5d))*$ | {
"simhash": 15830486610000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6902538903,
"avg_line_length": 50.875,
"char_rep_ratio": 0.0734366036,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9097435474,
"max_line_length": 510,
"num_words": 3564,
"perplexity": 3716.7,
"special_char_ratio": 0.3375102375,
"text_len": 12210,
"word_rep_ratio": 0.1150492264
} | 15,212,686,495,927,624,000 |
Q: ¿Por qué se procesa más rápido un array ordenado que uno desordenado? He aquí una porción de código C++ muy peculiar. Por algún extraño motivo ordenar los datos milagrosamente provoca que el código se ejecute 3 veces más rápido.
#include <algorithm>
#include <ctime>
#include <iostream>
int main()
{
// Generate data
const unsigned arraySize = 32768;
int data[arraySize];
for (unsigned c = 0; c < arraySize; ++c)
data[c] = std::rand() % 256;
// !!! Con esto el siguiente bucle se ejecuta más rápido.
std::sort(data, data + arraySize);
// Test
clock_t start = clock();
long long sum = 0;
for (unsigned i = 0; i < 100000; ++i)
{
// Primary loop
for (unsigned c = 0; c < arraySize; ++c)
{
if (data[c] >= 128)
sum += data[c];
}
}
double elapsedTime = static_cast<double>(clock() - start) / CLOCKS_PER_SEC;
std::cout << elapsedTime << std::endl;
std::cout << "sum = " << sum << std::endl;
}
*Sin std::sort(data, data + arraySize);, el código se ejecuta en 12,41 segundos.
*Con los datos ordenados se ejecuta en 3,82 segundos.
Al principio pensé que podría ser una anomalía del lenguaje o el compilador. Así que probé en Java:
import java.util.Arrays;
import java.util.Random;
public class Main
{
public static void main(String[] args)
{
// Generate data
int arraySize = 32768;
int data[] = new int[arraySize];
Random rnd = new Random(0);
for (int c = 0; c < arraySize; ++c)
data[c] = rnd.nextInt() % 256;
// !!! Con esto el siguiente bucle se ejecuta más rápido.
Arrays.sort(data);
// Test
long start = System.nanoTime();
long sum = 0;
for (int i = 0; i < 100000; ++i)
{
// Primary loop
for (int c = 0; c < arraySize; ++c)
{
if (data[c] >= 128)
sum += data[c];
}
}
System.out.println((System.nanoTime() - start) / 1000000000.0);
System.out.println("sum = " + sum);
}
}
Que da unos resultados similares aunque menos extremos. 10,7 y 6,2 segundos.
Al principio pensé que podría tener que ver con que ordenar los datos los introduce en la caché, y después me di cuenta que los datos acababan de ser generados con lo que ya debía estar en la caché antes de ordenarlos.
*¿Qué está pasando?
*¿Por qué es más rápido un array ordenado que uno desordenado?
*El código está calculando la suma de términos independientes. El orden no debiera influir, de todas formas se recorren todos los elementos y se suman siempre los mismos dando el mismo resultado, tanto si están ordenados como si no.
Esta es una pregunta traducida del original en inglés y adaptada a los resultados que da en mi ordenador : Why is processing a sorted array faster than an unsorted array? de GManNickG
A: Eres víctima de fallos en el predictor de saltos.
¿Qué es la predicción de saltos?
Considera una bifurcación de ferrocarril.:
Imágen de Mecanismo, cortesía de Wikimedia Commons. Usado con licencia CC-By-SA 3.0 .
Supongamos que estamos en el siglo 19 - mucho antes de las comunicaciones a distancia o por radio.
Eres el operario de una bifurcación y oyes un tren que se acerca. No tienes idea alguna del camino que se supone que ha de seguir. Con lo que paras el tren para preguntar al piloto por la dirección que lleva. Y colocas las agujas en la dirección apropiada.
Los trenes, son pesados y tienen mucha inercia, con lo que les lleva mucho tiempo detenerse.
¿Hay alguna forma mejor de hacerlo? ¡Podrías adivinar la dirección a la que se dirige el tren!
*Si aciertas, el tren continua.
*Si fallas, el piloto se detiene, retrocede, y te grita que cambies las agujas. Entonces puede continuar por la otra vía.
Si aciertas siempre, el tren no tendrá que parar nunca.
Si fallas a menudo, el tren gastará mucho tiempo parando, retrocediendo y rearrancando.
Considera una sentencia if A nivel de procesador es una instrucción de salto condicional.
Tú eres el procesador y ves el salto condicional. No tienes ni idea de si saltará o no. ¿Qué hacer? Detener la ejecución y esperar a que las instrucciones anteriores terminen. Entonces continuas por la ruta correcta.
Los procesadores modernos son complicados y están muy segmentados, con lo que les lleva mucho tiempo _iniciar la ejecución_ y _detener la ejecución_.
¿Hay alguna manera mejor? ¡Adivinar si el salto se hará o no!
*Si aciertas, continuas la ejecución.
*Si fallas, te toca vaciar la unidad de ejecución y deshacer lo ejecutado tras el salto/no-salto. Entonces has de reiniciar por la otra ruta.
Si aciertas siempre, la ejecución no se interrumpe nunca.
Si fallas a menudo, dedicas mucho tiempo parando, deshaciendo la ejecución y reiniciando.
Esto es la predicción de saltos. Admito que no es la mejor analogía posible puesto que el piloto del tren podría indicar la dirección con un banderín. Pero en los ordenadores, el procesador no sabe si se ejecutará o no el salto hasta el último momento.
¿Así que qué estrategia de predicción utilizar para minimizar el número de veces que el tren debe retroceder y seguir por el otro camino? ¡Mirando un histórico! Si el tren va por la izquierda el %99 de las veces, entonces predices izquierda. Si alterna, entonces alternas tus predicciones. Si va en una dirección una de cada 3 veces, haces las mismas predicciones...
En otras palabras, intentas identificar un patrón y lo sigues. Así es más o menos como los predictores de salto funcionan.
La mayoría de programas tienen saltos condicionales que se comportan bien. Con lo que los modernos predictores de saltos tienen aciertos >%90, pero cuando se enfrentan a saltos condicionales impredecibles sin patrones reconocibles, los predictores de salto son virtualmente inútiles.
Para profundizar en el tema: "Predictor de salto" Artículo de Wikipedia.
Lo anterior nos da una pista de dónde está el problema, en la sentencia if:
if (data[c] >= 128)
sum += data[c];
Obsérvese que los datos están uniformemente distribuidos entre 0 y 255.
Cuando los datos están ordenados, aproximadamente la primera mitad de las iteraciones no entrarán en la sentencia if. Tras esto, siempre entrarán en la sentencia if.
Esto es muy bueno para el predictor de saltos dado que siempre se hace el mismo tipo de salto muchas veces consecutivas.
Incluso un simple contador de saturación predecirá correctamente los saltos excepto por unas pocas iteraciones tras el cambio.
Visualización rápida:
S = Sí se salta
N = No se salta
data[] = 0, 1, 2, 3, 4, ... 126, 127, 128, 129, 130, ... 250, 251, 252, ...
branch = N N N N N ... N N S S S ... S S S ...
= NNNNNNNNNNNN ... NNNNNNNSSSSSSSSS ... SSSSSSSSSS (fácil de predecir)
Sin embargo, cuando los datos son completamente aleatorios, el predictor de saltos resulta inútil pues no puede predecir datos aleatorios.
Habrá probablemente alrededor de un %50 de predicciones fallidas. (que no es mejor que predecir al azar)
data[] = 226, 185, 125, 158, 198, 144, 217, 79, 202, 118, 14, 150, 177, 182, 133, ...
branch = S, S, N, S, S, S, S, N, S, N, N, S, S, S, N ...
= SSNSSSSNSNNSSSN ... (completamente aleatorio - imposible de predecir)
¿Qué se puede hacer?
Si el compilador no es capaz de optimizar el salto condicional en una asignación condicional, entonces hay algunos trucos si se está dispuesto a sacrificar claridad del código por rendimiento.
Substituye:
if (data[c] >= 128)
sum += data[c];
Por:
int t = (data[c] - 128) >> 31;
sum += ~t & data[c];
Esto elimina el salto condicional y lo substituye por algunas operaciones bit a bit.
(Nótese que este truco no es estrictamente equivalente a la sentencia if original, pero en este caso, es válido para todos los valores de data[].)
Pruebas de rendimiento: Core i7 920 @ 3.5 GHz
C++ - Visual Studio 2010 - x64 Release
// Salto condicional - Aleatorio
segundos = 11.777
// Salto condicional - Ordenado
segundos = 2.352
// Sin salto condicional - Aleatorio
segundos = 2.564
// Sin salto condicional - Ordenado
segundos = 2.587
Java - Netbeans 7.1.1 JDK 7 - x64
// Salto condicional - Aleatorio
segundos = 10.93293813
// Salto condicional - Ordenado
segundos = 5.643797077
// Sin salto condicional - Aleatorio
segundos = 3.113581453
// Sin salto condicional - Ordenado
segundos = 3.186068823
Observaciones:
*Con salto condicional: Hay una gran diferencia entre la ejecución con datos ordenados y sin ordenar.
*Con el truco: No hay diferencia entre datos ordenados y sin ordenar.
*En el caso de C++, el truco en realidad es algo más lento que con el salto condicional cuando los datos están ordenados.
Como regla de oro general se debe evitar saltos condicionales dependientes de datos en bucles críticos (como el de este ejemplo).
Actualización :
*GCC 4.6.1 con -O3 o -ftree-vectorize en un x64 es capaz de generar una asignación condicional. Con lo que no hay diferencia entre los datos ordenados y sin ordenar - ambos son rápidos.
*VC++ 2010 es incapaz de generar asignaciones condicionales para este salto condicional incluso con /Ox.
*Intel Compiler 11 hace algo milagroso. Intercambia los dos bucles (enlace en inglés), con lo que saca el salto condicional al bucle exterior. No solo es inmune a los fallos de predicción, es el doble de rápido que lo que VC++ y GCC pueden generar. In otras palabras, ICC se ha aprovechado del bucle de prueba para vencer a la prueba de rendimiento...
*Si le das al Intel Compiler el código sin salto, diréctamente lo vectoriza... y es exáctamente tan rápido como con el salto condicional (con el intercambio de bucles)
Esto muestra que incluso en compiladores modernos y maduros puede haber diferencias salvajes en su capacidad para optimizar código...
Esta respuesta es una traducción del original en inglés de Mystical | {
"simhash": 833697553500000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7202046549,
"avg_line_length": 44.6995515695,
"char_rep_ratio": 0.0649663621,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9551531076,
"max_line_length": 366,
"num_words": 3056,
"perplexity": 2528.3,
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"word_rep_ratio": 0.0918936659
} | 2,660,618,486,428,100,000 |
Q: ¿Cuándo usar strtr vs str_replace? Hay veces que es difícil entender cuándo es preferible usar strtr y cuándo usar str_replace. Parece que es posible obtener el mismo resultado con cualquiera de ellas, aunque el orden en que los substrings son reemplazados está invertido. Por ejemplo:
echo strtr('test string', 'st', 'XY')."\n";
echo strtr('test string', array( 's' => 'X', 't' => 'Y', 'st' => 'Z' ))."\n";
echo str_replace(array('s', 't', 'st'), array('X', 'Y', 'Z'), 'test string')."\n";
echo str_replace(array('st', 't', 's'), array('Z', 'Y', 'X'), 'test string');
Entrega como salida:
YeXY XYring
YeZ Zring
YeXY XYring
YeZ Zring
Aparte de la sintaxis, ¿hay algún beneficio por usar una u otra? ¿Existen casos donde una no sería suficiente para obtener el resultado buscado?
Pregunta original:
When to use strtr vs str_replace?
A: Nota de la traducción:
La pregunta original fue planteada por @andrewtweber y respondida por mí mismo en el sitio StackOverflow en inglés.
Primera diferencia:
Un ejemplo interesante de un comportamiento diferenciado entre strtr y str_replace se encuentra en la sección de comentarios del manual de PHP:
<?php
$arrFrom = array("1","2","3","B");
$arrTo = array("A","B","C","D");
$word = "ZBB2";
echo str_replace($arrFrom, $arrTo, $word);
?>
*El resultado esperable es: "ZDDB"
*Sin embargo, lo que se obtiene es: "ZDDD"
(Porque a B le corresponde D según nuestro arreglo)
Para hacer que esto funcione como sería esperable, es mejor usar strtr:
<?php
$arr = array("1" => "A","2" => "B","3" => "C","B" => "D");
$word = "ZBB2";
echo strtr($word,$arr);
?>
*Lo que retorna: "ZDDB"
Esto quiere decir que str_replace emplea un enfoque más global a los reemplazos, mientras que strtr simplemente traduce los caracteres uno por uno.
Otra diferencia:
Dado el siguiente código: (tomado de PHP String Replacement Speed Comparison):
<?php
$text = "PHP: Hypertext Preprocessor";
$text_strtr = strtr($text
, array("PHP" => "PHP: Hypertext Preprocessor"
, "PHP: Hypertext Preprocessor" => "PHP"));
$text_str_replace = str_replace(array("PHP", "PHP: Hypertext Preprocessor")
, array("PHP: Hypertext Preprocessor", "PHP")
, $text);
var_dump($text_strtr);
var_dump($text_str_replace);
?>
Las líneas de texto resultantes serán:
string(3) "PHP"
string(27) "PHP: Hypertext Preprocessor"
La explicación principal:
Las razones de este comportamiento son:
*strtr: ordena sus parámetros por largo, en orden descendiente, por lo que:
*
*le dará "más importancia" al más largo, y entonces éste será traducido dado que el texto principal es en sí mismo la llave más larga del arreglo de reemplazos.
*dado que todos los caracteres del texto principal ya han sido reemplazados, entonces ahí termina el proceso.
*str_replace: funciona en el orden en que fueron definidas las llaves, por lo tanto:
*
*encuentra la llave "PHP" en el texto principal y la reemplaza con: "PHP: Hypertext Preprocessor", lo que da como resultado:
"PHP: Hypertext Preprocessor: Hypertext Preprocessor".
*entonces encuentra la siguiente llave: "PHP: Hypertext Preprocessor" en el texto resultante del paso anterior, por lo que es reemplazado por "PHP", dando como resultado:
"PHP: Hypertext Preprocessor".
*como no hay más llaves por revisar, el proceso de reemplazo termina ahí.
A: Complementando la explicación de Nicolás, el resultado varia por el comportamiento de las funciones.
*strtr está hecha para remplazar caracteres, independientemente de la forma que utilices, y recorre la cadena principal caracter por caracter, cuando encuentra una coincidencia con los caracteres de busqueda, lo remplaza y pasa al siguiente caracter.
*str_replace está hecha para reemplazar subcadenas, sin importar la longitud de origen y destino, a diferencia de la anterior que deben ser caracteres individuales. Entonces por cada elemento a buscar se recorre toda la cadena principal, sustituye todas las coincidencias de esta, y luego se pasa a la siguiente subcadena... si vas al ejemplo de nicolas, "2" se remplaza en todos lados por "B", y en otra busqueda posterior se cambia "B" por "D", y por ser recorridos separados obtenemos "ZDDD" en lugar de "ZDDB".
Además de esto, los tiempos de respuesta, no sera muy notable con cadenas pequeñas, pero a mayor longitud mayor será el tiempo que le tomará a str_replace.
Supongamos que tenemos una cadena principal de 100 caracteres, y vayamos a buscar 10 caracteres:
*Con str_replace, se buscara cada carácter en los 100 principales, lo que dará en total mil búsquedas.
*Con strtr, al haber una coincidencia se ignora el resto de la búsqueda en ese carácter, terminando en menos de 10 búsquedas, y cada coincidencia hará que las búsquedas sean menores.
Entonces, si hay coincidencias con strtr se harán menos de las mil búsquedas, mientras que con str_replace siempre se harán las mil búsquedas, sin importar si hay o no coincidencias. | {
"simhash": 3481168510000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7442662878,
"avg_line_length": 41.0583333333,
"char_rep_ratio": 0.0890605937,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9324866533,
"max_line_length": 514,
"num_words": 1542,
"perplexity": 2565.4,
"special_char_ratio": 0.260198904,
"text_len": 4927,
"word_rep_ratio": 0.0078277886
} | 688,571,129,895,533,000 |
Q: El depurador de Eclipse dejó de funcionar en un espacio de trabajo Tengo un servidor JBoss configurado en dos workspaces diferentes de eclipse con exactamente la misma configuración que consiste en
*Argumentos de programa: --configuration=all --host=localhost -Djboss.server.base.url=
*Argumentos de MV: "-Dprogram.name=JBossTools: JBoss Enterprise Application Platform 5.1" -server -Xms2g -Xmx3g - -Dsun.rmi.dgc.client.gcInterval=3600000 -Dsun.rmi.dgc.server.gcInterval=3600000 "-Djava.endorsed.dirs=C:\jboss-eap-5.1\jboss-as\lib\endorsed"
En un workspace me hace el debug en el eclipse sin problemas, pero en el otro, se nota lentitud al cargar y siempre se apaga sin mandar ningún mensaje de error tras unos 10 minutos mostrando como último en el log:
---------------------------------------------------------
GMS: address is 127.0.0.1:55200 (cluster=DefaultPartition)
---------------------------------------------------------
17:55:53,235 INFO [DefaultPartition] Number of cluster members: 1
17:55:53,235 INFO [DefaultPartition] Other members: 0
17:55:53,641 INFO [PlatformMBeanServerRegistration] JBossCache MBeans were successfully registered to the platform mbean server.
17:55:56,449 INFO [STDOUT]
---------------------------------------------------------
GMS: address is 127.0.0.1:55200 (cluster=DefaultPartition-HAPartitionCache)
---------------------------------------------------------
17:55:58,494 INFO [RPCManagerImpl] Received new cluster view: [127.0.0.1:55200|0] [127.0.0.1:55200]
17:55:58,495 INFO [RPCManagerImpl] Cache local address is 127.0.0.1:55200
17:55:58,542 INFO [RPCManagerImpl] state was retrieved successfully (in 2.05 seconds)
17:55:59,010 INFO [ComponentRegistry] JBoss Cache version: JBossCache 'Malagueta' 3.2.8.GA_JBCACHE_1620
17:55:59,010 INFO [DefaultPartition] Fetching serviceState (will wait for 30000 milliseconds):
17:56:00,351 INFO [DefaultPartition] State could not be retrieved (we are the first member in group)
17:56:04,129 INFO [HANamingService] Started HAJNDI bootstrap; jnpPort=1100, backlog=50, bindAddress=localhost/127.0.0.1
17:56:04,302 INFO [DetachedHANamingService$AutomaticDiscovery] Listening on localhost/127.0.0.1:1102, group=230.0.0.4, HA-JNDI address=127.0.0.1:1100
17:56:21,920 WARN [JBossASSecurityMetadataStore] WARNING! POTENTIAL SECURITY RISK. It has been detected that the MessageSucker component which sucks messages from one node to another has not had its password changed from the installation default. Please see the JBoss Messaging user guide for instructions on how to do this.
17:57:01,259 INFO [UnifiedInvokerHA] Service name is
17:57:32,764 INFO [TransactionManagerService] JBossTS Transaction Service (JTA version - ) - JBoss Inc.
17:57:32,764 INFO [TransactionManagerService] Setting up property manager MBean and JMX layer
17:57:37,070 INFO [TransactionManagerService] Initializing recovery manager
ACTUALIZACIÓN:
Cambié a la perspectiva de depuración y observé que la depuración funcionaba, se veían los hilos, pero tras un tiempo se desconectaba, y era el proceso javaw el que marcaba error.
Ruta del workspace que dejó de funcionar:
C:\Users\ruslan.lopez\Downloads\Aplicaciones\TODO-PAO
Ruta del workspace que funciona:
C:\Users\ruslan.lopez\Downloads\Aplicaciones\TODO-MPCCS
Borrando el error log antes de correr me da dos errores sin Stack Trace.
En el segundo ni siquiera hay descripción del error
¿Alguien tiene idea de cómo puedo hacer la depuración en estas condiciones?
ACTUALIZACION
Espero que nadie haya tenido que pasar po la misma penosa situación que yo, todo en mi mente indica que es un eor propio de eclipse y no de configuración. Mi problema surgió cuando estando en modo depuración hubo un corte de corriente y se apagó el PC. Tuve que hacer algo tediosísimo que fue lanzar el sevidor en modo depuración y jugar con la opción de espera por conexiones y conectarme desde netbeans para realizar la depuración en netbeans( lo cual para ser honestos tuvo sus ventajas). Entiendo que la mayoría no contará con tanta RAM como yo en ese momento así que les sugiero en cuanto les sea posible reinstalar su IDE.
A: Has tratado editando tu archivo messaging-service.xml
Para evitar problemas con seguridad se debe especificar el valor del atributo SuckerPassword
<!-- The password used by the message sucker connections to create connections.
THIS SHOULD ALWAYS BE CHANGED AT INSTALL TIME TO SECURE SYSTEM -->
<attribute name="SuckerPassword">4cd5ab1456781b311</attribute>
*Algo importante que acabo de recordar es que el valor debe estar encriptado.
A: No sé si lo siguiente puede servir para solucionar el comportamiento anómalo de tu depurador, pero el mensaje de advertencia:
WARN [JBossASSecurityMetadataStore] WARNING! POTENTIAL SECURITY RISK. It has been detected that the MessageSucker component which sucks messages from one node to another has not had its password changed from the installation default. Please see the JBoss Messaging user guide for instructions on how to do this
Se puede solucionar estableciendo una contraseña para el MessageSucker de la siguiente forma:
*
*En el archivo C:\jboss-eap-5.1\jboss-as\server\all\deploy\messaging\messaging-jboss-beans.xml debe ir la contraseña
deseada en texto plano.
*En el archivo C:\jboss-eap-5.1\jboss-as\server\all\deploy\messaging\messaging-service.xml debe ir la misma contraseña pero encriptada, mediante la clase SecurityUtil de
JBoss
La contraseña se encripta así:
Desde la línea de comandos de Windows, ejecuta "C:\Program Files\Java\jdk1.6.0_27\bin\java.exe" -cp C:\jboss-eap-5.1\jboss-as\client\jboss-messaging-client.jar org.jboss.messaging.util.SecurityUtil tu_password_plano. Como respuesta de la consola, debe aparecer al final lo siguiente
Encoded Password: tu_password_encriptado
y esa contraseña generada es la que debes copiar para usar como contraseña en messaging-service.xml
Entonces lo que debes configurar en cada archivo xml es:
*
*messaging-jboss-beans.xml:
<property name="suckerPassword">tu_password_plano</property>
*messaging-service.xml:
<attribute name="SuckerPassword">tu_password_encriptado</attribute>
Después de esto reinicia tu perfil de JBoss. | {
"simhash": 10817787920000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7684498872,
"avg_line_length": 70.5227272727,
"char_rep_ratio": 0.0816524125,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.5622492433,
"max_line_length": 628,
"num_words": 1718,
"perplexity": 1980.4,
"special_char_ratio": 0.2813406381,
"text_len": 6206,
"word_rep_ratio": 0.123464014
} | 13,561,296,312,866,032,000 |
Q: Provisionar máquina de Vagrant con Puppet usando el módulo de mysql Estoy tratando de provisionar una máquina de Vagrant con Puppet usando éste módulo de mysql.
El Hola mundo es sencillo, es algo así:
class { '::mysql::server':
root_password => 'strongpassword',
remove_default_accounts => true
}
Sin embargo, mi objetivo es que luego de hacer Vagrant up la primera vez, se construya una máquina de vagrant con un servidor de mysql listo para ser accedido desde la maquina host y aceptar conexiones de un usuario definido.
Mi intento es el siguiente:
class { '::mysql::server':
root_password => 'strongpass',
remove_default_accounts => false,
override_options => {
mysqld => { bind-address => '0.0.0.0'} //permitir conexiones entrantes desde cualquier ip
}
}
//crear una base de datos llamada `mydb`, un usuario y asignarle una contraseña
mysql::db { 'mydb':
user => 'admin',
password => 'secret',
host => '192.168.33.1',
}
//asignarle todos los permisos al usuario que acabamos de crear
mysql_grant { 'admin@192.168.33.1/*.*':
ensure => 'present',
options => ['GRANT'],
privileges => ['ALL'],
table => '*.*',
user => 'admin@192.168.33.1',
}
Para probar que todo funcione como es esperado hago mis pruebas así:
*Destruir la máquina de vagrant si ya existiera: vagrant destroy
*Crear la máquina de vagrant: vagrant up
*Tratar de conectarme desde MySQLWorkbench.
Lo raro es que, al tratar de conectarme, la máquina de vagrant no me lo permite pero si hago un reprovisionamiento vagrant reload --provision entonces ya puedo conectarme y hacer cualquier consulta desde MySQLWorkbech. ¿Qué estoy haciendo mal?
A: Estuve tratando de replicar tu problema y me encontré con un par de problemas, aparte de la instalación del plugin que no es tan fácil (al menos en mac) como dice la documentación.
Lo primero fue esto (sacado del link del módulo):
Restart: Whether the service should be restarted when things change. Valid values are 'true', 'false'. Defaults to 'false'.
Entonces en tu class de mysql::server pon:
restart => true,
Eso debería ser suficiente pero si quieres tener mayor seguridad del orden en que se ejecutan los bloques agrega esto en la parte de mysql_grant:
require => Class['::mysql::server']
Eso asegurará que esta parte se ejecute hasta que se haya ejecutado la anterior.
Suerte! | {
"simhash": 5090003289000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7150493421,
"avg_line_length": 42.6666666667,
"char_rep_ratio": 0.0610813042,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.853572011,
"max_line_length": 243,
"num_words": 719,
"perplexity": 2982.1,
"special_char_ratio": 0.2976973684,
"text_len": 2432,
"word_rep_ratio": 0.0225352113
} | 5,399,562,407,575,046,000 |
Q: ¿Cómo usar los valores de una columna como índice en un array? Considérese la siguiente tabla configuraciones
id | nombre | valor | categoria
-----------------------------------------------
1 | color | azul | personal
2 | día | martes | personal
3 | ciudad | Limón | general
Suponga que hay muchas configuraciones más clasificadas por categoría. He tratado ejecutar una consulta que me permita obtener dichas configuraciones:
$q = Doctrine_Query::create()
->from('Configuracion c')
->where('c.categoria = ?', $categoria);
Todo funciona genial hasta este punto. Pero ¿existe alguna forma de crear una consulta que me devuelva una estructura ordena en categorías? Por ejemplo:
$resultado = $q->execute();
//la idea acá es usar la columna "nombre" como índice:
$color = $resulSet['color']
//imprimir el valor de color:
echo $color['valor']; //debería imprimir "azul"
A: El truco es usar el argumento INDEX BY.
Query class
El siguiente ejemplo ilustra una sentencia usando Doctrine Query Language:
$consulta = $em->createQuery('
SELECT c
FROM modelos\Configuracion c
INDEX BY c.nombre
WHERE c.category = :category');
$consulta->setParameter('category', 'personal');
Especificamos el tipo de resultado como un Array para poderle manipular por
índices:
$configuraciones = $consulta->getResult(Query::HYDRATE_ARRAY);
Mostramos el valor:
echo $settings['color']['valor']; // imprime "azul"
QueryBuilder
Ejemplo usando el objecto QueryBuilder:
$consulta = $em->createQueryBuilder();
$consulta->select('c');
// el tercer argumento indica el índice del eventual resultado
$consulta->from('modelos\Configuracion', 'c', 'c.nombre');
$configuraciones = $consulta->getQuery()->getResult();
Ahora solo se accesa al valor a través de las funciones del objeto:
$color = $configuraciones['color'];
$valor = $color->getValor(); // devuelve "azul" | {
"simhash": 4829577189000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7073684211,
"avg_line_length": 38,
"char_rep_ratio": 0.0883130619,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8168034554,
"max_line_length": 152,
"num_words": 553,
"perplexity": 1944.1,
"special_char_ratio": 0.2942105263,
"text_len": 1900,
"word_rep_ratio": 0.0036764706
} | 14,729,166,557,622,077,000 |
Q: ¿Por qué mis programas no pueden hacer cálculos aritméticos correctamente? Unas veces los cálculos funcionan correctamente, pero otras veces no:
> 0.1 + 0.1
0.2 // correcto
> 0.1 + 0.2
0.30000000000000004 // ¿qué?
> 10 * 0.67
6.7 // correcto
> 10 * 0.68
6.800000000000001 // demasiado grande
> 10 * 0.69
6.8999999999999995 // demasiado pequeño
(Estos ejemplos están escritos en JavaScript, pero el mismo problema existe en muchos lenguajes de programación)
Estos cálculos son bastante fáciles: creo que todos podemos hacerlos en un momento. ¿Por qué mis programas no pueden hacer cálculos aritméticos correctamente, y qué puedo hacer si necesito resultados más precisos?
A: El problema viene de la limitación que los ordenadores tienen para representar números de coma flotante usando un número finito de bits.
En este artículo en inglés hay una muy buena explicación. Básicamente, para representar el número 0.1 en coma flotante necesitamos un número infinito de dígitos binarios:
Dividiendo 1 entre 10 en binario
1/10 en binario (primeros 1369 dígitos)
Si suponemos que nuestro ordenador es capaz de almacenar hasta 53 dígitos, una vez truncado nuestro 0.1 queda representado en binario como:
0.0001100110011001100110011001100110011001100110011001101
...que en decimal es
0.1000000000000000055511151231257827021181583404541015625
Para este problema hay básicamente dos soluciones:
*Usar un tipo decimal exacto en vez de coma flotante. Hay lenguajes que proporcionan estos tipos nativamente (por ejemplo, .NET tiene el tipo decimal); para los que no, suele haber librerías especializadas para ello (por ejemplo decimal.js para Javascript).
*Si el número de decimales se conoce por adelantado (por ejemplo al tratar con valores monetarios), los valores se pueden representar como enteros. Así, 123.45€ se representaría como 12345 céntimos. El punto decimal se añadiría al final, a la hora de mostrar el valor al usuario.
Un buen sitio con más información sobre este tema:
A: Muchos lenguajes de programación, según el estándar IEE754, representan números en una representación de coma flotante en la base binaria.
Este sistema es similar a la notación científica. En ese sistema se pueden representar números así:
*1,23 x 10-5 para 0,0000123
*1,23 x 101 para 12,30
*1,23 x 108 para 123.000.000
En este sistema (realmente, en cualquier sistema finito), hay números que no se pueden representar con exactitud. Por ejemplo, 1/3 o 543/37 o pi. Sólo podemos representar aproximaciones. Con diez dígitos significativos:
*0,3333333333 x 100 para 1/3
*1,467567568 x 10-1 para 543/37
*3,141592654 x 100 para pi
De la misma manera, las programas que usan el sistema binario pueden representar algunos números exactamente:
*1,1101 x 28 para 1110100002 (46410)
*1,1101 x 21 para 11,1012 (3,62510)
*1,1101 x 2-5 para 0,0000111012 (0,05664062510)
pero algunos números no. Con 16 bits significativos, podemos representar aproximaciones de números así:
*1,1001100110011001 x 2-4 (igual a 0,0999994277954101562510) para 1/10
*1,0101010101010101 x 2-2 (igual a 0,33333206176757812510) para 1/3
*1,1001001000011111 x 21 (igual a 3,14157104492187510) para pi
A veces parece que los cálculos son exactos cuando en realidad no lo son, por ejemplo:
> 0.1 + 0.1
0.2
0,1 y 0,2 no tienen representación exacta en binario, pero en este programa parece que no hay problemas. Esto es una consecuencia del algoritmo para la presentación de los números. Bajo el capó se calcula así:
> 0.100000000000000005551115123126 + 0.100000000000000005551115123126
0.200000000000000011102230246252
pero se presentan como 0.1 y 0.2 porque son más o menos "bastante cercanos".
¿Qué puedo hacer si necesito resultados más precisos?
Hay diferentes soluciones con diferentes tecnologías:
*Algunos lenguajes y bibliotecas proporcionan un tipo decimal, por ejemplo lenguajes de .NET, Python, y Ruby. Todavía no se pueden representar todos los números racionales (por ejemplo 1/3) exactamente, pero este tipo es útil para representar cantidades de dinero. Para dinero también se puede usar números enteros.
*Hay bibliotecas en diferentes lenguajes si necesitas precisión arbitraria (por ejemplo BigDecimal en Java o BigRational.js en JavaScript).
A: Tus programas sí pueden hacer cálculos aritméticos correctamente.
Por ejemplo, con el programa bc :
jose@luthien ~ $ bc
bc 1.06.95
Copyright 1991-1994, 1997, 1998, 2000, 2004, 2006 Free Software Foundation, Inc.
This is free software with ABSOLUTELY NO WARRANTY.
For details type `warranty'.
0.1+0.1
.2
0.1+0.2
.3
10*0.67
6.70
10*0.68
6.80
10*0.69
6.90
Con Java :
package testmatematicas;
import java.math.BigDecimal;
public class TestMatematicas {
public static void main(String[] args) {
BigDecimal ceroPuntoUno = new BigDecimal("0.1");
BigDecimal suma = ceroPuntoUno.add( ceroPuntoUno );
System.out.println( suma );
BigDecimal ceroPuntoDos = new BigDecimal("0.2");
suma = ceroPuntoUno.add(ceroPuntoDos);
System.out.println( suma );
BigDecimal diez = new BigDecimal("10");
BigDecimal ceroPuntoSesentaYSiete = new BigDecimal("0.67");
BigDecimal multiplicacion = diez.multiply(ceroPuntoSesentaYSiete);
System.out.println( multiplicacion );
BigDecimal ceroPuntoSesentaYOcho = new BigDecimal("0.68");
multiplicacion = diez.multiply(ceroPuntoSesentaYOcho);
System.out.println( multiplicacion );
BigDecimal ceroPuntoSesentaYNueve = new BigDecimal("0.69");
multiplicacion = diez.multiply(ceroPuntoSesentaYNueve);
System.out.println( multiplicacion );
}
}
La salida es :
0.2
0.3
6.70
6.80
6.90
Y, de hecho, en tu ejemplo el ordenador no está calculando incorrectamente la suma. Lo que está haciendo el ordenador es lo que hace siempre : Hacer lo que le has dicho, ESTRICTAMENTE, lo cual no tiene por qué ser lo que tu quieres que haga.
Cuando haces 0.1+0.2 parece que le pides que sume 0.1 a 0.2, cuyo resultado debiera ser 0.3
Pero no es así. Lo que en realidad le has dicho al ordenador que haga es :
Interpreta y ejecuta la expresión contenida en la cadena de caracteres "0.1+0.2"
Lo cual conlleva las siguientes acciones :
*Análisis lexicográfico que divide la cadena en 3 símbolos(tokens) : 0.1 , + y 0.2
*Análisis sintáctico que, por ejemplo (puede ser de muchas formas), crea una estructura de árbol sintáctico:
*Análisis semántico que convierte 0.1 al valor más cercano que es representable con el tipo de datos elegido, en este caso el implícito. Y lo mismo con 0.2 . Aquí está una fuente de error. El programa no va a manejar el valor 0.1 sino aquel más cercano que es representable en el tipo de datos elegido, que en javascript es doble precisión tal y como se especifica en standard IEEE 754. Y en ese formato 0.1 no es posible representarlo exáctamente, con lo que hay un pequeño error.
*Ejecución. Que suma los dos valores y convierte el resultado al más cercano que es representable. Esto es otra fuente de errores.
*Impresión. Imprimir una representación visual del valor de suma obtenido. Puede ocurrir que el resultado sea correcto (por ejemplo 0.125+0.125=0.25) pero que por el formato de impresión elegido se impriman menos decimales (0.2) . En este caso el ordenador ha calculado la solución exacta pero ha mostrado una aproximación. Y también puede ocurrir que el resultado sea inexacto (por ejemplo 0.1+0.2=0.30000000000000004) pero que por el formato de impresión elegido se omitan decimales dando apariencia de resultado exacto (.3) pese a que el valor de suma almacenado en el ordenador sea ligeramente inexacto.
Conclusiones
Es posible hacer cálculos exactos en un ordenador. Hay programas y lenguajes específicos para ello.
En los lenguajes de programación de propósito general, como C++, Java o Javascript, se hacen cálculos aproximados por defecto, por cuestiones de rendimiento y porque es suficiente para múltiples aplicaciones. En estos lenguajes también es posible hacer cálculos exactos pero hay que utilizar las librerías y/o elementos del lenguaje apropiados.
A: Perl6 entiende los números porque trata los números como fracciones (ratios) (> es un "prompt" o símbolo del sistema para la línea de comandos):
perl6
> 0.1 + 0.1
0.2
> 0.1 + 0.2
0.3
> 10 * 0.67
6.7
> 10 * 0.68
6.8
> 10 * 0.69
6.9
> (0.1 + 0.5 + 0.55 - 0.15) * 7.00001 - 2 * 0.000005
7
No trata 7.00001 internamente como un numero binario. Lo trata como 700001/100000:
> 7.00001.nude.perl.say
(700001, 100000)
> 0.0000000000000000071.nude.perl.say
(71, 10000000000000000000)
> 0.000000000000000000005.nude.perl.say
(1, 200000000000000000000)
Para tratar con números muy pequeños o muy largas, se debe usar el tipo FatRat (fracción gordo o ratio gordo):
> 0.000000000000000000000000000071.nude.perl.say
(71, 1000000000000000019884624838656)
>my $pequeño = FatRat.new(71,10**30);
0.000000000000000000000000000071
> $pequeño + 1
1.000000000000000000000000000071
> $pequeño * 10
0.00000000000000000000000000071
> my $pequeño_al_cuadrado = $pequeño*$pequeño;
0.000000000000000000000000000000000000000000000000000000005041
> 1 + $pequeño_al_cuadrado
1.000000000000000000000000000000000000000000000000000000005041
Respuesta inspirado por Ovid.
Gracias a Christoph de StackOverflow por informarme sobre el FatRat.
Se dice que hay 10 tipos de personas: los que piensan como un ordenador (una computadora) y los que piensan como un humano. Me gusta Perl 6 porque me permite pensar mas como un humano.
A: ¿Por qué al sumar mis números, como 99.92 + 0.04, en vez de dar 99.96 da un resultado extraño como 99.96000000000001?
Porque internamente, los ordenadores usan un formato (punto flotante
binario) que no puede representar de forma precisa números como 0.1,
0.2 o 0.3 de ninguna manera.
Cuando el código es compilado o interpretado, tu "0.1" se redondea al
número más cercano en ese formato, lo que resulta en un pequeño error
de redondeo incluso antes de que se haga la operación.
¿Por qué los ordenadores usan un sistema tan estúpido?
No es estúpido, solo diferente. Los números decimales no pueden
representar con precisión un número como ⅓, así que lo tienes que
redondear a algo como 0.33 ─ y no esperas que 0.33 + 0.33 + 0.33 sea
igual a 1 tampoco, ¿no?
Los ordenadores usan números binarios porque son más rápidos de
manejar, y porque para la mayoría de operaciones un error en la 17ª
cifra decimal no importa en absoluto ya que los valores con los que
trabajas no eran así de precisos de todas formas.
¿Qué puedo hacer para evitar este problema?
Eso depende del tipo de cálculos que estés haciendo.
*Si de verdad necesitas que tus resultados se sumen con exactitud,
especialmente cuando trabajas con dinero: utiliza un tipo de datos
decimal especial.
*Si es solo que no quieres ver todos esos decimales
extra: simplemente da formato a tu resultado redondeando a un número
fijo de cifras decimales cuando lo presentes.
*Si no tienes un tipo de
datos decimal, una alternativa es trabajar con enteros, e.g. hacer
todos los cálculos con dinero en céntimos. Pero esto requiere más
trabajo y tiene algunas desventajas.
¿Por qué otros cálculos como 0.1 + 0.4 sí funcionan bien?
En este caso, el resultado (0.5) sí puede ser representado de manera
exacta como un número de punto flotante, y es posible que los errores
de redondeo de los datos de partida se cancelen entre sí ─ aunque no
se debería confiar excesivamente en esto (e.g. cuando esos dos números
fueron almacenados en representaciones de punto flotante de diferente
tamaño, los errores de redondeo pueden no cancelarse entre ellos).
En otros casos como 0.1 + 0.3, el resultado no es realmente 0.4, pero
está lo suficientemente cerca como para que 0.4 sea el número más
corto que está más cerca del resultado que cualquier otro número de
punto flotante. La mayoría de lenguajes presentan ese número en vez de
convertir el resultado real a una fracción decimal.
Si quieres más información, puedes acudir a las Referencias.
Fuente: puntoflotante.org
A: El problema es que usando una base binaria, esas cifras no se pueden representar con exactitud. Es como si intentas representar 2/3 en el sistema decimal, no se puede, ya que tendrías que repetir un 6 de manera infinita en el último decimal, por lo que usamos un aproximado.
A: Tu pregunta es un caso específico de un tema mayor. Puedes leer el resumen de análisis numérico aquí. Es de un punto de vista de la matemática. Del punto de vista de la informática puedes leer aquí.
Pero el lenguaje sí importa porque diferentes lenguajes van a usar diferentes aproximaciones a los números continuos, y van a redondear los resultados de una manera diferente. Aquí hay un ejemplo.
PS>10*0.68
6.8
PS>(10*0.68).GetType()
IsPublic IsSerial Name BaseType
-------- -------- ---- --------
True True Double System.ValueType
PS>[single]$a = 10*0.68
PS>$a
6.8
PS>$a.GetType()
IsPublic IsSerial Name BaseType
-------- -------- ---- --------
True True Single System.ValueType
PS>[math]::pi
3.14159265358979
PS>([math]::pi).GetType()
IsPublic IsSerial Name BaseType
-------- -------- ---- --------
True True Double System.ValueType
Powershell usa double en cálculos con fracciones, por default, como se hizo en el primer ejemplo.
Aún si se le obliga a usar single, como en el segundo ejemplo, el resultado se presenta correctamente. Pero esto puede ser porque hizo el redondeo de tal modo que no se ve el error.
El tercer ejemplo da un número pi, que no se puede representar exactamente en powershell. Es una aproximación aunque una aproximación muy cercana. Si se fuera a hacer millones de cálculos basados en esta aproximación los resultados podrían ser basura.
Powershell es un interfaz entre el usario y .NET. Yo no he investigado cuales de estos cálculos son cuestión de Powershell y cuales de .NET.
A: En Javascript, puedes utilizar el método toFixed(). El cual te transforma en una string el número y luego recorta según el número de decimales que le hayas pasado.
var num = 0.1 + 0.2;
// 0.30000000000000004
console.log(num.toFixed(2));
// 0.30
A: Como ya explicaron en algunos comentarios esto se debe a como los ordenadores almacenan y obtienen números de punto flotante, lo cual trae muchos problemas especialmente en aplicaciones que requieren alta precision por lo que existe un tipo de dato que ofrece la posibilidad de trabajar con cálculos mas exactos, puede llamarse distinto en otros lenguajes te dejo la especificación en Ruby y Java.
A: En informática, los cálculos no suelen ser exactos: sólo precisos. Lo que te molesta de los resultados no es su falta de precisión -que es mucha- sino que no te los suministran en el formato que deseas. Buscas una función que transforme los datos numéricos en una cadena que tenga el formato que te guste. En Visual Basic, esa función se llama "Format". A veces es preferible 3.00 antes que 2.99999999. En ese caso, debes recurrir a alguna función de redondeo antes de aplicar el formato.
A: Eso es porque Javascript se basa en el estándar "IEEE 754" también llamado punto flotante.
En resumen, 0.1 + 0.2 en estándar "IEEE 754" el resultado no es exacto, se acerca bastante
0.30000000000000004, pero si no es exacto, no nos sirve de nada si queremos hacer una comparación (por ejemplo 0.1 + 0.2 = 0.3)
una práctica común es usar un pequeño margen de error, ese valor usado como
estándar en la industria se llama "epsilon de la máquina"
su valor en javascript es 2^-52 (2.220446049250313e-16)
a partir de ES6 Number.EPSILON nos provee con este valor para usarse en este tipo de casos
Si no cuentas con ES6 en tu entorno, puedes hacer un polyfill muy fácilmente
if (!Number.EPSILON) {
Number.EPSILON = Math.pow(2,-52);
}
te dejo un ejemplo de cómo comparar 2 números usando Number.EPSILON
function numbersCloseEnoughToEqual(n1,n2) {
return Math.abs( n1 - n2 ) < Number.EPSILON;
}
var a = 0.1 + 0.2;
var b = 0.3;
numbersCloseEnoughToEqual( a, b ); // true
numbersCloseEnoughToEqual( 0.0000001, 0.0000002 ); // false
Te recomiendo este capítulo de You dont know javascript
donde explican de manera muy sencilla el porqué las operaciones no son exactas en lenguajes que usan el estándar IEEE 754.
(aquí verás el mismo ejemplo aplicado pero más detallado y con más información sobre los valores numéricos)
A: Según lo que comentas ese código está escrito en JavaScript. Basandonos en ello, la forma correcta de realizar operaciones aritméticas es utilizando los métodos parse y toFixed.
Si quieres sumar dos números con decimales debes hacerlo de esta manera.
var sumar = function(){
var $lado = 0.3,
$altura = 3.1,
$total = 0.0;
//Operas las sumas para sacar el total
$total = parseFloat($lado) + parseFloat($altura);
console.log($total);
}
sumar();
<script src=""></script>
Por el contrario, si lo que quieres sumar son dos enteros debes hacerlo con el método parseInt(). Te dejo un ejemplo.
var sumar = function(){
var $lado = 3,
$altura = 4,
$total = 0;
//Operas las sumas para sacar el total
$total = parseInt($lado) + parseInt($altura);
console.log($total);
}
sumar();
Ten en cuenta que puedes usar parseInt o parseFloat, dependiendo de qué tipo de dato estés utilizando.
Ahora bien, tomando como ejemplo el segundo escenario que planteas, para este problema existe el método toFixed(). Este toma los decimales que le indices dentro del paréntesis, es decir que, si colocas dos, te tomará 0.30, según el escenario mencionado anteriormente.
Te dejo un ejemplo de esto.
var sumar = function(){
var $lado = 0.1,
$altura = 0.2,
$total = 0.0;
//Toma un decimal
$total = (parseFloat($lado) + parseFloat($altura)).toFixed(1);
console.log($total);
//Toma dos decimales
$total = (parseFloat($lado) + parseFloat($altura)).toFixed(2);
console.log($total);
//Toma tres decimales
$total = (parseFloat($lado) + parseFloat($altura)).toFixed(3);
console.log($total);
}
sumar();
Espero te sirva. Suerte en tus próximos desarrollos.
A: Si bien hay un aspecto de precisión que las demás respuestas describen muy bien, hay un aspecto matemático que no se mencionó y pretendo cubrir.
Matemáticamente, los números con infinitos dígitos detrás de la coma no se pueden expresar de forma exacta en ningún sistema de numeración.
Particularmente e, π y las raíces.
Pero los números racionales (que pueden ser expresados como fracción) sí pueden representarse de forma exacta dependiendo del sistema de numeración.
Los condición que cumplen es que el denominador solo está compuesto por potencias de factores primos de la base del sistema.
Por ejemplo, 1/3 en decimal (base 10) no se puede porque el 3 no es un factor de 10. Lo mismo sucede con 1/7, 1/6, 1/11 y otros.
Números como 1/5, 1/10, 1/100 y otros que en decimal se pueden escribir de forma exacta, en binario no, porque la base (2) carece del factor 5.
Otro sistema que probablemente muchos conozcan es el sistema sexagesimal (base 60). Entre sus factores están 2, 3, 5. Así que 1/3, 1/6, 1/9 y otros números sí se pueden representar bien. | {
"simhash": 15028255710000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7499743616,
"avg_line_length": 46.8798076923,
"char_rep_ratio": 0.0809008362,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.953273356,
"max_line_length": 607,
"num_words": 5771,
"perplexity": 3200,
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} | 9,745,667,176,455,850,000 |
Q: Laravel 5 - Redirigir a HTTPS Trabajando en mi primer proyecto de Laravel 5 no estoy seguro de dónde ni cómo plasmar la lógica para forzar una redirección al protocolo HTTPS en mi aplicación. El punto clave acá es que hay muchos dominios apuntando a mi aplicación y solo dos de tres usan SSL (el tercero recurre a otro dominio, es una larga historia). Entonces, me gustaría manejar esta situación en la lógica de aplicación en lugar de editar el archivo .htacces.
En Laravel 4.2 pude completar la redirección con este código, agregado en el archivo filters.php
App::before(function($request)
{
if( ! Request::secure())
{
return Redirect::secure(Request::path());
}
});
Estoy pensando que una clase Middleware donde creo que algo como lo anterior debería ser implementado, pero no logro figurar cómo.
Esta es una pregunta originalmente publicada por @NightMICU
A: Usted puede hacer funcionar la redirección efectivamente con una clase Middleware. Déjeme darle una idea:
namespace MyApp\Http\Middleware;
use Closure;
class ProtocoloHttps {
public function handle($request, Closure $next)
{
if (!$request->secure() && env('APP_ENV') === 'prod') {
return redirect()->secure($request->getRequestUri());
}
return $next($request);
}
}
Para aplicar esta clase en cada solicitud usted debe agregar la clase al archivo Kernel.php como se mira a continuación:
protected $middleware = [
'Illuminate\Foundation\Http\Middleware\CheckForMaintenanceMode',
'Illuminate\Cookie\Middleware\EncryptCookies',
'Illuminate\Cookie\Middleware\AddQueuedCookiesToResponse',
'Illuminate\Session\Middleware\StartSession',
'Illuminate\View\Middleware\ShareErrorsFromSession',
// Redirección de protocolo
'MyApp\Http\Middleware\ProtocolHttps'
];
Al agregar la clase al array de $middleware todas las solicitudes de su aplicación serán redirigidas a HTTPS si:
*
*La petición actual viene del protocolo http normal.
*Si el ambiente de su aplicación es igual a prod (ajuste este valor a sus preferencias).
La respuesta fue brindada por mi persona desde el enunciado original.
A: Mira la forma mas fácil es que hagas la validación desde tu acción en el controlador, si no se cumple la condición pones:
return redirect('aqui la ruta a donde lo quieres llevar');
Para mi, esta es la solución mas simple. | {
"simhash": 14438828840000000000
} | {
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Q: ¿Cómo mostrar el cursor de espera mientras se ejecuta una tarea intensiva? Tengo un código JavaScript que realiza un procesamiento de datos bastante intensivo (tarda unos dos segundos en completarse) cuando el usuario pulsa un botón, y me gustaría establecer el cursor de espera a nivel global de la página mientras tanto.
Uso AngularJS y esto es lo que he intentado:
document.body.style.cursor = 'wait';
$timeout(function() { document.body.style.cursor = 'wait'; }, 1)
.then(function() { /*procesamiento intensivo aquí*/ })
.then(function() { document.body.style.cursor = 'default'; });
...pero no funciona como esperaba: el procesamiento se realiza pero el cursor no cambia. Curiosamente, si elimino la última línea veo que el cursor sí cambia, pero después de finalizado el procesamiento.
Estoy seguro de que estoy pasando por alto algún aspecto esencial del ciclo de eventos del UI en Javascript, pero no consigo verlo. ¿Cómo podría conseguir que se vea el cursor de espera?
A: Tienes dos problemas.
El primero es que sólo cambias el cursor en el body (obviamente sobre el body sí se verá el cambio pero no en el resto de elementos), sugiero algo como
$("*").css("cursor", "progress")
....
$("*").css("cursor", "default")
El segundo es que realizas el cambio de cursor dentro del mismo ciclo de vista (Angular) por lo que el cambio de cursor no se realiza.
Este ejemplo funciona (asócialo a algún botón)
$timeout(function() {
$("*").css("cursor", "progress");
$timeout(function() {
var x = 0;
for(var i = 1; i < 600000000; i++)
x+=1/i;
console.log(x);
}, 20)
.then(function() { $("*").css("cursor", "default") });
}, 20);
A: La respuesta de josejuan ha funcionado con un pequeño cambio. He tenido que definir un estilo nuevo (visto aquí):
body.wait *, body.wait {
!important;
}
...y el código queda:
$timeout(function() {
$(document.body).addClass("wait");
$timeout(function() {
/* procesamiento */
}, 50)
.then(function() { $(document.body).removeClass("wait"); });
}, 50);
Nótese que también he tenido que aumentar el valor del intervalo para el timeout.
A: Asocia el cursor a un elemento de tu $scope y actualiza el scope cuando entres en el procesamiento intensivo.
<div ng-if="processing">Work in progress...</div>
Y en tu javascript:
$scope.processing = true
Trata de evitar en la medida de lo posible mezclar javascript puro con angular, ya que vas a tener muchos problemas con los ciclos y la sincronización. | {
"simhash": 8547486479000000000
} | {
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} | 380,773,234,603,941,100 |
Q: Cambio de id en formulario Tengo un formulario donde relleno una serie de campos de una entidad JPA, el caso es que entre los campos hay una lista la cual voy rellenando mediante un modal, hasta ahí todo correcto, de hecho tengo este método hecho para varios controladores y va a la perfección.
El problema está cuando entro a editar la ficha, todo carga correctamente pero cuando le doy al botón Borrar de la lista, al llegar al método del controlador que lo hace, el id del formulario es distinto al que debería, o es -1 o es el número siguiente (cosa que no tiene mucho sentido).
Os dejo la parte del código que puede estar influyendo a ver si alguien ve algo que yo no pude ver.
Lista
<table class="table table-striped table-condensed flip-content dataTable" >0}">
<thead class="flip-content">
<tr>
<th width="90%">
Nombre
</th>
<th width="10%"></th>
</tr>
</thead>
<tbody id="cuerpoTablaCorista">
<tr : ${concert.choirs}">
<td }"></td>
<td class="operations">
<a class="delete" href="/concert/delete_choir/__${status.index}__}" }">
Borrar
</a>
</td>
</tr>
</tbody>
</table>
Métodos del controlador
@RequestMapping(value = "concert/delete_choir/{index}", method = RequestMethod.GET)
public String deleteChoir(@PathVariable String index, @ModelAttribute("concert") ConcertForm concertForm,
RedirectAttributes ra, Model model) {
ConcertChoir concertChoir = concertForm.getChoirs().get(Integer.parseInt(index));
concertForm.getChoirs().remove(Integer.parseInt(index));
if (null != concertChoir.getId()) {
basicServ.delete(concertChoir);
}
model.addAttribute("concert", concertForm);
return "";
}
@RequestMapping(value = "/concert", method = RequestMethod.GET)
public String concert(@ModelAttribute("concert") ConcertForm concertForm, Model model) {
model.addAllAttributes(Utils.rellenaCombosConcierto(basicServ));
model.addAttribute("concert", concertForm);
return "concert/new";
}
@RequestMapping(value = "concert/edit/{idConcert}", method = RequestMethod.GET)
public String edit(@PathVariable String idConcert, Model model) {
Concert concert = (Concert) basicServ.findById(Long.valueOf(idConcert), Concert.class);
ConcertForm concertForm = new ConcertForm(concert);
model.addAttribute("concert", concertForm);
return "";
}
Formulario
public class ConcertForm extends BaseForm {
private String name;
private String date;
private String act;
private String notes;
private Long country;
private Long province;
private String provinceName;
private Long city;
private String cityName;
private Long schedule;
private Long orchestra;
private Long director;
private Long composer;
private Long choir;
private String choirName;
private Long soloist;
private String soloistName;
private ConcertModalForm concertModal;
private List<ConcertSoloist> soloists = new ArrayList<ConcertSoloist>();
private List<ConcertChoir> choirs = new ArrayList<ConcertChoir>();
public ConcertForm(Concert c) {
this.id = c.getId();
this.createDate = c.getCreateDate();
this.createdBy = c.getCreatedBy();
this.name = c.getName();
this.date = Utils.simpleDateToString(c.getDate());
this.act = c.getAct();
this.notes = c.getNotes();
this.country = c.getCountry().getId();
this.province = c.getProvince().getId();
this.provinceName = c.getProvince().getName();
this.city = c.getCity().getId();
this.cityName = c.getCity().getName();
this.schedule = c.getSchedule().getId();
this.director = c.getDirector().getId();
this.composer = c.getComposer().getId();
this.orchestra = c.getOrchestra().getId();
this.choirs.addAll(c.getChoirs());
this.soloists.addAll(c.getSoloists());
}
public Concert getConcert(BasicService bs) {
Concert c = new Concert();
c.setId(this.id);
c.setCreateDate(this.createDate);
c.setCreatedBy(this.createdBy);
c.setName(this.name);
c.setDate(Utils.validaFecha(this.date));
c.setAct(this.act);
c.setNotes(this.notes);
c.setCountry((Country) (null != this.country && this.country != -1 ? bs.findById(this.country, Country.class)
: null));
if (null == this.id) {
c.setProvince((Province) (null != this.province && this.province != -1
? bs.findById(this.province, Province.class) : null));
c.setCity((City) (null != this.city && this.city != -1 ? bs.findById(this.city, City.class) : null));
} else {
Concert concertAux = (Concert) bs.findById(this.id, Concert.class);
if (null == this.province || this.province == -1) {
c.setProvince(concertAux.getProvince());
} else {
c.setProvince((Province) (null != this.province && this.province != -1
? bs.findById(this.province, Province.class) : null));
}
if (null == this.city || this.city == -1) {
c.setCity(concertAux.getCity());
} else {
c.setCity((City) (null != this.city && this.city != -1 ? bs.findById(this.city, City.class) : null));
}
}
c.setSchedule((Schedule) (null != this.schedule && this.schedule != -1
? bs.findById(this.schedule, Schedule.class) : null));
c.setDirector((ConcertDirector) (null != this.director && this.director != -1
? bs.findById(this.director, ConcertDirector.class) : null));
c.setComposer((ConcertComposer) (null != this.composer && this.composer != -1
? bs.findById(this.composer, ConcertComposer.class) : null));
c.setOrchestra((Orchestra) (null != this.orchestra && this.orchestra != -1
? bs.findById(this.orchestra, Orchestra.class) : null));
for (ConcertChoir cc : this.choirs) {
cc.setConcert(c);
}
for (ConcertSoloist cs : this.soloists) {
cs.setConcert(c);
}
c.getSoloists().addAll(this.soloists);
c.getChoirs().addAll(this.choirs);
return c;
}
//getters y setters
}
A: Vale, he encontrado el problema.
En el html principal tenia incrustada la siguiente función, que se ejecutaba cada vez que se cargaba la página
function cargaCombosLocale(lookupUrl, parentSelectElementId,
childSelectElementId, isNew) {
var idSeleccionado = $('#' + parentSelectElementId).val();
if (idSeleccionado == '-1') {
if(childSelectElementId === 'provinceField'){
$("#provinceField").select2('data', {
id : '-1',
text : 'Provincia'
});
$("#cityField").select2('data', {
id : '-1',
text : 'Ciudad'
});
$('#' + childSelectElementId).prop("readonly", true);
$('#cityField').prop("readonly", true);
} if(childSelectElementId === 'cityField'){
$("#cityField").select2('data', {
id : '-1',
text : 'Ciudad'
});
$('#cityField').prop("readonly", true);
}
} else {
$('#' + childSelectElementId).prop("readonly", false);
if(childSelectElementId === 'provinceField'){
$("#provinceField").select2('data', {
id : '-1',
text : 'Provincia'
});
$("#cityField").select2('data', {
id : '-1',
text : 'Ciudad'
});
$('#cityField').prop("readonly", true);
}
if(childSelectElementId === 'cityField'){
$("#cityField").select2('data', {
id : '-1',
text : 'Ciudad'
});
}
}
$.ajax({
type : 'GET',
url : lookupUrl,
data : {
id : idSeleccionado,
isNew : isNew
},
success : function(data) {
var html = '';
var len = data.length;
for (var i = 0; i < len; i++) {
html += '<option value="' + data[i].id + '">' + data[i].name
+ '</option>';
}
$('#' + childSelectElementId).html(html);
},
error : function(request, status, error) {
alert(error);
},
});
}
Básicamente es una función que se encarga de cargar los valores de los combos de ciudad y provincia. Los parámetros que se le pasaban eran correctos, lo que no entiendo es porque cambiaba el id. De todas formas se solucionó al sustituirlos por otra función que estaba usando en otro controlador. | {
"simhash": 16897921360000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.5800841825,
"avg_line_length": 35.265625,
"char_rep_ratio": 0.1507927708,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.1235209703,
"max_line_length": 298,
"num_words": 2056,
"perplexity": 3131,
"special_char_ratio": 0.4233495791,
"text_len": 9028,
"word_rep_ratio": 0.1582804104
} | 5,579,505,479,762,739,000 |
Q: ¿Cómo eliminar el contenido de la consola desde el cursor hasta el principio? Hasta hace poco utilizaba Bash. Allí, puedes eliminar todo el contenido de la línea desde donde está el cursor hasta el principo de la línea apretando Ctrl + U.
$ hola que tal estas
^
$ tal estas # Ctrl+U
^
Y así lo indica el manual de Bash en 8.4.4 Killing And Yanking:
unix-line-discard (C-u)
Kill backward from the cursor to the beginning of the current line.
Sin embargo, ahora uso zsh (Oh My Zsh en concreto) y esta funcionalidad ha desaparecido. Ahora cuando pulso Ctrl + U se elimina la línea entera. Si hago Ctrl + W se eliminan palabras de la siguiente forma:
$ hola que_tal estas
^
$ hola que_ estas # Ctrl+U
^
$ hola estas # Ctrl+U
^
¿Alguien sabe qué debo configurar para que Ctrl+U vuelva a eliminar todo desde el cursor hasta el principo de la línea?
A: Al parecer Ctrl+U en zsh cumpla la función kill-whole-line por defecto, lo que necesitas es que haga un backward-kill-line, intenta agregando esto a tu .zshrc:
bindkey \^U backward-kill-line
Cabe mencionar que la lista de comandos (o widgets) la puedes encontrar en el manpage de zshzle en la sección STANDARD WIDGETS
Para mayor referencia:
*The Z-Shell Line Editor | {
"simhash": 16438548680000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7173579109,
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} | 15,421,331,735,322,970,000 |
Q: ¿Cómo comparar correctamente Strings (y objetos) en Java? Estoy creando un mini juego en el que el usuario intenta adivinar un nombre. Pero cuando quiero comparar dos cadenas de texto para ver si son iguales no parece funcionar.
final String miNombre = "Jordi";
Scanner input = new Scanner(System.in);
System.out.println("Adivina mi nombre: ");
while (true) {
String intento = input.next();
if(intento == miNombre) {
System.out.println("Acertaste!");
break;
} else {
System.out.println("Intentalo de nuevo!");
}
}
SALIDA:
Adivina mi nombre:
manuel
Intentalo de nuevo!
jordi
Intentalo de nuevo!
Jordi
Intentalo de nuevo!
A: En Java solo los tipos primitivos (Descritos en el JLS (§4.2), por ejemplo int o char) se comparan con ==, los Strings (y los demas objetos) en Java se comparan entre ellos con el metodo equals.
String#equals(Object)
Compara este String con el objeto especificado. El resultado es true si, y solo si el argumento no es null y es un objeto del tipo String que representa la misma secuencia de caracteres que este objecto.
*JLS (§15.21.3) Si bien puede utilizarse == para comparar referencias de tipo String, una prueba de igualdad determina si los dos operandos refieren al mismo objeto String. El resultado es false si los operandos son distintos objetos String, incluso si contienen la misma secuencia de caracteres.
Por lo tanto tu comparacion debe ser:
if(miNombre.equals(intento)) {
SALIDA:
Adivina mi nombre:
manuel
Intentalo de nuevo!
Jordi
Acertaste!
ACLARACIONES:
*He puesto la variable miNombre al principio de la comparación para evitar una NullPointerException si intento == null (si, las comparaciones con null tambien se hacen con ==).
Como extra: si null es un valor válido en la representación (y por tanto queremos evitar una NPE), Objects.equals está disponible a partir de Java 7 y se encarga de devolver true si ambas son null o false si sólo lo es una.
*En este caso se puede usar el metodo String#equalsIgnoreCase(Object) que ignorara MAYUSCULAS o MINUSCULAS al hacer la comparacion:
if(miNombre.equalsIgnoreCase(intento)) {
*JLS (§15.21) Los operadores de igualdad (== y !=) se pueden utilizar para comparar dos operandos que son convertibles (§5.1.8) de tipo numérico, o los dos operandos de tipo boolean o Boolean o dos operandos que > son de tipo de referencia o el tipo null. Todos los demás casos causan un error en tiempo de compilación.
A: Desde Java 7 es posible comparar la igualdad de dos strings utilizando el método equals de la clase java.util.Objects. Esto es:
String a = ...
String b = ...
if (Objects.equals(a, b)) {
// iguales
} else {
// diferentes
}
Puesto que a.equals(b) o b.equals(a) pueden lanzar java.lang.NullPointerException si a es null o b es null respectivamente, al utilizar este camino, a o b pueden ser null sin ningún riesgo.
Si estás utilizando Java 6 (o menor), a partir del código de esta clase, podemos reescribir nuestro if de la siguiente manera:
if (a == b || (a != null && a.equals(b))) {
// iguales
} else {
// diferentes
}
A:
*El operador "==" compara dos referencias, es decir, devuelve true si ambos objetos ocupan la misma posición de memoria.
*El método "equals" compara los valores de los objetos.
A:
En el lenguaje Java se útiliza la función equals() para comparar
strings, NUNCA debería usarse el operador == .
String nombre = "elenasys";
if (nombre.equals("elenasys")) { //Correcto para comparar strings!
...
}
if (nombre == "elenasys") { //Incorrecto para comparar strings!
...
}
Este es un error común en nuevos desarrolladores.
A: Para complementar las otras respuestas te diré que no hay una regla para comparar la igualdad de una cadena, tanto el método .equals() como el operador == son totalmente validos, la diferencia depende de lo que quieras comparar o de cual sea realmente tu intención al querer comparar dos objetos String, (por referencia o por valor).
Las cadenas son Objetos como cualquiera pero hay grandes y sutiles diferencias que lo apartan del resto de Objetos, antes que nada a una cadena la puedes inicializar de estas dos formas.
String usandoLiteral = "Mi literal"; // Por medio de un literal
String usandoNew = new String("Con operador new"); // Utilizando el operador clasico new
En ambos casos se esta creando un objeto, la ausencia del operador new en el primer ejemplo es solamente un atajo (así se ve mas natural).
Ahora hay que comprender como Java gestiona las cadenas, en Java existe el String Pool este es un espacio de memoria reservado para almacenar las cadenas, una aplicación normalmente hace un fuerte uso de los Strings y solamente estos pueden llegar a ocupar hasta un 40% de la memoria en runtime y muchos de estos String's son repetidos por ejemplo 'a' 'en' 'la' etc. Para optimizar esto Java colecciona todas estas cadenas como literales en una ubicación de la JVM y reutiliza los literales repetidos para optimizar el uso de la memoria, de este modo si almacenas el literal "carlos" en dos variables, Java reutilizara este literal.
Por esta razón si declaras las siguientes variables String y las inicializas con el mismo literal. (recuerda que estas creando dos Objetos)
String nombre = "carlos";
String nombre2 = "carlos";
La comparación con el operador == retornará true, porque el String Pool recicla el literal "carlos" y por ende son la misma referencia, por lo tanto es completamente valido hacer la comparación.
Boolean sonIguales = nombre == nombre2; // sonIguales tiene el valor true
El String Pool solamente recicla y almacena literales, esto quiere decir que si creas una cadena de la siguiente manera
String nombre3 = new String("carlos");
Al no ser inicializado con un literal java no lo almacenara en el String Pool ni habrá reciclaje por lo tanto será eliminado por el Garbage Collector, si esto es asi entonces la siguiente comparación resultara en false.
Boolean esIgualAlTercero = nombre == nombre3; // esIgualAlTercero tiene el valor false.
Esta es la razón del porque cuando haces la comparación con el operador == algunas veces te dará true y otras te dará false a pesar de que comparas el mismo valor en la cadena.
El metodo .equals lo utilizas cuando quieres comparar la cadena por valor o carácter por carácter, es una forma segura de hacer la comparación de cadenas ya que recuerda que como en el primer ejemplo técnicamente hicimos una comparación por valor con el operador == debido a la peculiaridad del String Pool.
Una nota adicional por si te lo preguntas, si al inicializar una cadena por literal el valor esta almacenado en el String Pool que sucede cuando modifico la cadena?
Pues ese es otro punto, las cadenas en Java son inmutables, esto quiere decir que no puedes modificar su valor por ejemplo agregar mas caracteres a un valor String y Java no proporciona ningún API para modificar un String directamente. (sin embargo Java proporciona un API para poder hacerlo indirectamente)
Por ejemplo si quiero agregar el apellido a mi variable (nombre) lo que puedo hacer es re asignar a la variable (nombre) una nueva cadena que la construiré concatenando el valor original con el apellido de esta manera.
nombre = nombre + " lucero";
Esto lo que hace es crear un nuevo valor "carlos lucero" y asignar este valor a la cadena nombre.
Ahora que sucede si ahora comparo 'nombre' con una nueva variable que contenga el mismo valor que 'nombre' pero asignada como literal?
String nombreCompleto = "carlos lucero";
Boolean esNombreCompletoIgual = nombreCompleto == nombre; // recuerda que nombre ahora tiene el valor "carlos lucero"
Pues como la variable (nombre) fue re asignada a un nuevo valor que no fue creado por medio de un literal pues ahora la variable (nombre) ya no esta en el String Pool por lo tanto su referencia no es reciclada y la comparación con la variable (nombreCompleto) que si fue creado por medio de literal dará como resultado False.
Por ultimo Java proporciona un API para solventar el problema de inmutabilidad de las cadenas, esta API esta expuesta por la clase StringBuilder.
A: Como ya mencionado, el operador == constate en el caso de primitivos que los valores son identicos, en caso de objetos que la referencia apunta al mismo objeto.
Falta explicar un poco sobre el método equals()
Todas las clases en Java son subclases de Object, object viene con una declaracion por defecto de equals().
Si declaro una nueva clase, otros usuarios de mi clase esperan que implemento un método equals(Object o) que implica que dos objetos se consideran iguales. Eso no necesariamente significa que los son, y puede requerir comentarios en la documentación. Un ejemplo:
public class Point(){
private int x;
private int y;
public Point(intx, int y){
this.x=x;
this.y=y;
}
public int getX() {return x;}
public int getY() {return x;}
@Override
public boolean equals(Object o){
return o instanceof Point && ((Point)o).getX()==x && ((Point)o).getY()==y;
}
}
Si declaro una subclase de Point con etiqueta como:
public class NamedPoint extends Point{
private String etiqueta;
public NamedPoint(int x, int y, String etiqueta){
super(x,y);
this.etiqueta=etiqueta;
}
public String getEtiqueta(){ return etiqueta }
}
debería comentar que dos NamedPoint se consideran iguales si los coordinados corresponden, independiente de la etiqueta.
Ojo, simplemente sobreescribir el método no asegura coherencia en mi lógica. Si sobreescribo equals en NamedPoint para también considerar las etiquetas, me queda con el siguiente problema:
Point point = new Point(3,6);
Point otroPoint = new NamedPoint(3,6,"Foo");
boolean equals1 = point.equals(otroPoint); // resultado true
boolean equals2 = otroPoint.equals(point); // resultado false
para escapar esta ambigüedad se pueden comparar las clases en vez de usar instanceof:
@Override
public boolean equals(Object o){
return this.getClass().equals(o.getClass())
&& ((Point)o).getX()==x && ((Point)o).getY()==y;
}
Resumen: hay dragones en el tema de la igualdad.
A: El operador == suele funcionar cuando la variable ya ha sido inicializada, pues compara las representaciones internas, pero lo más correcto es comparar usando el método equals que se hereda de la clase Object.
Compararlas mediante equals casi siempre es la mejor solución
String cadena1="Hola";
String cadena2="Hola";
System.out.println(cadena1.equals(cadena2)); //funciona
String cadena1;
String cadena2="Hola";
System.out.println(cadena1.equals(cadena2)); //funciona
Pero a pesar de ello podrías tener problemas si tu máquina virtual es menor a la Tiger, pues en implementaciones aciagas una cadena definida como null no era lo mismo que una cadena vacía.
String cadena1="";
String cadena2=null;
String cadena3;
System.out.println(cadena1.equals(cadena2).equals(cadena3));
Así que para esos casos puedes usar la comparación mediante el operador ==
String cadena1="Hola";
String cadena2="Hola";
System.out.println(cadena1 == cadena2); //funciona porque ya están inicializadas
O teniendo mucha reserva, comparando las representaciones internas.
String cadena1="Hola";
String cadena2="Hola";
System.out.println(cadena1.intern() == cadena2.intern()); //son iguales solamente si cadena1.equals(cadena2)
A: "==" se usa para un Integer ,Char, Object, o null, entre otros, mejor usa equals o equalsIgnoreCase:
final String miNombre = "Jordi";
Scanner input = new Scanner(System.in);
System.out.println("Adivina mi nombre: ");
while (true) {
String intento = input.next();
if(intento.equalsIgnoreCase(miNombre)) { //Tu puedes usar equals para que sea igual y equalsIgnoreCase para que se igual ignorando las mayúsculas && minúsculas, es decir que por mas que escribas JoRdI va a ser "true".
System.out.println("Acertaste!");
break;
} else {
System.out.println("Intentalo de nuevo!");
}
}
A: Sólo para tipos primitivos la comparación == es válida en general. Para objetos se deben utilizar métodos de comparación como equals() que podría ser válido para Strings. Para otros tipos de objetos podría no ser válido este tipo de comparación.
Con == se comparan referencias y no contenido de los objetos en memoria.
A: La forma correcta de comparar 2 Strings es mediante la función equals(), que es para comparar las 2 cadenas y equalsIngnoreCase() que es lo mismo pero ignorando las mayúsculas y minúsculas.
Prueba con:
if(intento.equalsIgnoreCase(miNombre)){
System.out.println("Has Acertado");
}
else{
System.out.println("Incorrecto");
}
A: En java la forma correcta para comparar Strings es utilizando el metodo equals el cual es heredado de la clase Object
ejemplo:
String str1 = "hola"
String str2 = new String("hola");
String str3 = "hola";
System.out.println(str1 == str2); //falso
System.out.println(str1 == str3); //verdadero
System.out.println(str1.equals(str2)); //verdadero
System.out.println(str2.equals(str3)); //verdadero
Al declarar un String de esta forma : String str = "cadena"; el objeto es un literal (valor declarado al momento de escribir el codigo) y es almacenado en el String pool (piscina donde se almacenan una sola vez las cadenas y son leidas varias veces por los literales)
por lo que :
"cadena" es distinto a new String("cadena") ;
ya que esta ultima se genera en tiempo de ejecucion y no esta en el String pool.
A: Puedes implementar el método String.equals(""); que la misma API de java trae
así como también debes de implementar las validaciones correspondientes como son:
realizar el cadena.trim(); al texto que deseas validar ya que un espacio tambien cuenta a la hora de la comparación. este método lo que realiza es quitar los espacios al final y al principio de la cadena.
también puedes incluir cadena.lengt();
para realizar tus validaciones todo depende de tus necesidades.
saludos
ejemplo Sencillo :
String micadena="Hola mundo";
String cadenaGuardada="Hola mundo";
if(micadena.equals(cadenaGuardada))
return "iguales";
else
return "No son iguales"; | {
"simhash": 14448363670000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7601957586,
"avg_line_length": 51.0833333333,
"char_rep_ratio": 0.062171753,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9325596094,
"max_line_length": 633,
"num_words": 4274,
"perplexity": 2439.7,
"special_char_ratio": 0.2444854245,
"text_len": 14099,
"word_rep_ratio": 0.0553341149
} | 10,763,526,300,803,440,000 |
Q: Orden de inserción de los elementos en un diccionario Es posible conocer el orden en el que los elementos de un diccionario fueron insertados, es decir:
d = {}
d['a'] = 'A'
d['b'] = 'B'
d['c'] = 'C'
d['d'] = 'D'
d['e'] = 'E'
for key, value in d.items():
print key, value
Ejemplo de salida:
b B
e E
a A
c C
d D
Al iterar sobre los elementos del diccionario se imprimen los valores de forma arbitraria. ¿Existe alguna forma de "recordar" el orden de inserción?
A: Puedes usar para eso un OrderedDict que es como su nombre lo indica un diccionario ordenado.
Esto te permite insertar elementos y que luego sean obtenidos en el mismo orden de inserción por un iterador. Por ejemplo:
import collections
d = collections.OrderedDict()
d['a'] = 'A'
d['b'] = 'B'
d['c'] = 'C'
d['d'] = 'D'
d['e'] = 'E'
for k, v in d.items():
print k, v
Esto imprime lo siguiente:
a A
b B
c C
d D
e E
Cabe resaltar que, en el caso de OrderedDict, al comparar si dos diccionarios son iguales también importará el orden por lo que los siguientes dos diccionarios no son considerados iguales
d1 = collections.OrderedDict()
d1['a'] = 'A'
d1['b'] = 'B'
d2 = collection.OrderedDict()
d2['b'] = 'B'
d2['a'] = 'A'
print d1 == d2 #Falso
A: Los diccionarios no son ordenados de por sí (su orden es determinístico, pero depende de distintos factores como el "hash" de sus índices, el orden de inserción, etc).
*Si usas Python 2.7 o superior puedes usar collections.OrderedDict tal y como comenta Carlos en su respuesta.
*Si usas un Python anterior a 2.6 puedes usar el paquete ordereddict. Simplemente instálalo con:
pip install ordereddict
*Para versiones aún más antiguas puedes consultar esta respuesta en OrderedDict for older versions of python.
A: Segun esta respuesta: ¡NO ES POSIBLE!
La solución sería implementar ANTES de la inserción una metodología de orden según se vayan insertando las llaves y el valor de la llave o llaves en cuestión.
En el link antes mencionado está muy bien explicado y posee algunos links que amplían este tema. | {
"simhash": 7256825321000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7309769269,
"avg_line_length": 30.8636363636,
"char_rep_ratio": 0.0828402367,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9222852588,
"max_line_length": 187,
"num_words": 654,
"perplexity": 2077.6,
"special_char_ratio": 0.2749140893,
"text_len": 2037,
"word_rep_ratio": 0.080620155
} | 8,195,004,475,527,746,000 |
Q: Clase abstracta con constructor ¿Puede una clase abstracta de Java tener constructor ?
Y si es así ¿Qué fines tiene?
A: Respuesta corta: SI, las clases abstractas pueden tener constructores, pero SOLAMENTE para ser usados desde los constructores de las clases hijas, no puedes usarlos directamente porque por definicion JLS (§8.1.1.1) no se puede instanciar una clase abstracta.
Explicacion de uso
Piensa en el caso de una clase abstracta donde tengas que inicializar sus atributos. Si tuvieras un constructor vacío se haria implicitamente en la clase hija, en caso contrario debemos usar super(param1, param2); para especificarlo. Un constructor con parametros en una clase abstracta, lo que hace es forzar a la clase hija a especificar parametros.
Ejemplo practico:
abstract class Persona {
private String nombre;
// declaracion del constructor de la clase abstracta por lo que implicitamente
//estamos omitiendo el constructor por defecto public Person() obligando a las
// clases hijas a llamar a este constructor con parametros.
public Person(String nombre) {
this.nombre = nombre;
}
}
class Estudiante extends Persona {
public Estudiante(String nombre) {
// uso del constructor de la clase abstracta
super(nombre);
}
}
// finalmente puedes realizar la abstraccion con Estudiante y Persona
Person p = new Estudiante("Manuel");
A: Claro que puede:
abstract class Producto {
int multiplicadoPor;
public Producto( int multiplicadoPor ) {
this.multiplicadoPor = multiplicadoPor;
}
public int multiplicar(int valor) {
return multiplicadoPor * valor;
}
}
class MultiplicadoPorDos extends Producto {
public MultiplicadoPorDos() {
super(2);
}
}
class MultiplicadoPorX extends Producto {
public MultiplicadoPorX(int x) {
super(x);
}
}
Las clases abstractas siempre tienen un constructor. Si no especificas uno entonces se le crea uno por defecto y sin argumentos, como ocurre con cualquier otra clase. De hecho, TODAS las clases, incluyendo clases anidadas y anónimas, tendrán un constructor por defecto si no se especifica uno (en el caso de clases anónimas es imposible especificar una asi que siempre tendrás el constructor creado por defecto).
El contructor de las clases abstractas se comporta de igual manera que cualquier otro constructor, la diferencia es que estas clases no pueden ser directamente instanciadas solo extendidas.
Referencia:
*Can an abstract class have a constructor (SO)
A: En una clase para que sea abstracta necesita por lo menos tener un método abstracto.
La idea de que una clase sea abstracta es que posea métodos abstractos para poder ser implementados y sobrescritos por las clases que hereden de la clase abstracta y así aplicar, si lo requiere la lógica del negocio, el polimorfismo. | {
"simhash": 11766056850000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7660695469,
"avg_line_length": 43.8,
"char_rep_ratio": 0.1088794926,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9491451383,
"max_line_length": 412,
"num_words": 810,
"perplexity": 3087.2,
"special_char_ratio": 0.2363891816,
"text_len": 2847,
"word_rep_ratio": 0.0049937578
} | 1,029,442,666,691,884,900 |
Q: Conflicto al hacer un git merge, HEAD y DEVELOP, ¿Cuál es cuál? Me he topado con un conflicto a la hora de hacer un merge de un branch a mi develop.
git no lo pudo resolver automáticamente y me he topado con que me ha editado el archivo incluyendo esto:
<<<<<<< HEAD
some code
=======
some other code
>>>>>>> develop
He podido resolverlo manualmente editando el archivo y dándole commit, pero me ha quedado la duda, ¿Qué es HEAD? Asumo que develop tambien es el branch develop a donde le quedaría dar merge, ¿Es así?
Supongamos que mi branch se llame foo y que le deseo hacer un merge a develop (ambos localmente).
A: HEAD es el último commit de la rama desde donde hiciste merge
Entonces, si deseas dejar los cambios de la rama donde estabas situado cuando hiciste el merge, eliminas las líneas de develop. Si por el contrario deseas dejar los cambios de la rama develop, eliminas las líneas de HEAD
A: Normalmente HEAD es el encabezado a donde esta apuntando tu working area, para este caso, HEAD debería ser el código de origen y DEVELOP seria el código que esta en tu repositorio local. | {
"simhash": 1060700202000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7674208145,
"avg_line_length": 73.6666666667,
"char_rep_ratio": 0.0611313869,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9664776921,
"max_line_length": 220,
"num_words": 357,
"perplexity": 1985,
"special_char_ratio": 0.2325791855,
"text_len": 1105,
"word_rep_ratio": 0.0344827586
} | 13,925,209,937,075,245,000 |
Q: Deshabilitar la validación de elementos HTML5 en un formulario En los formularios los programadores están usando inputs con tipos (types) de HTML5. Por ejemplo, para el siguiente caso se requiere el ingreso de un número de entre 13 y 16 dígitos:
<input type="text" pattern="[0-9]{13,16}" title="A credit card number" />
Como se aprecia en la imagen, el explorador (Chrome en este caso), muestra una validación la cual quiero evitar ya que esta y otras validaciones las queremos pasar al lado del servidor y mostrar mensajes customizados.
¿Existe alguna forma de deshacerme de estos mensajes de validación generados por el explorador sin tener que editar manualmente cada input del formulario?
A: La forma más sencilla de deshabilitar la validación para formularios con HTML5 es añadir el atributo novalidate al formulario.
Por ejemplo:
<form method="POST" novalidate>
...
</form>
O sus alternativas correspondientes:
<form method="POST" novalidate="novalidate">
...
</form>
<form method="POST" novalidate="">
...
</form>
Referencias:
*W3C
*Disable validation of HTML5 form elements (SO)
A: Aparte de la opción novalidate que César especifica en su respuesta, hay otra alternativa que también puede ser útil: usar el atributo formnovalidate.
Un botón de submit con el atributo formnovalidate tiene el mismo efecto que poner novalidate en la etiqueta de formulario directamente, pero tiene una ventaja añadida: puede haber multiples campos submit en un formulario lo que permite tener la opción de validar o no el formulario cuando se envía (fuente: W3C).
Esto puede ser muy útil para, por ejemplo, guardar el formulario para continuar más tarde, o procesar algunos valores aunque no se haya completado del todo. Demo:
<form>
<table>
<tr>
<td>Nombre</td>
<td>
<input type="text" name="nombre" required />
</td>
</tr>
<tr>
<td>Apellido</td>
<td>
<input type="text" name="apellido" required />
</td>
</tr>
<tr>
<td></td>
<td>
<input type="submit" value="Enviar (con validación)" /><br/>
<input type="submit" value="Completar más tarde (sin validación)" formnovalidate />
</td>
</tr>
</table>
</form> | {
"simhash": 5098552308000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7158176944,
"avg_line_length": 38.5862068966,
"char_rep_ratio": 0.086585913,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9348297119,
"max_line_length": 313,
"num_words": 627,
"perplexity": 3673.6,
"special_char_ratio": 0.291331546,
"text_len": 2238,
"word_rep_ratio": 0.0226537217
} | 2,389,411,335,717,962,000 |
Q: ¿Por qué HTML acepta como color una cadena arbitraria? Al correr una página y ponerle en el valor del color de fondo una cadena arbitraria como por ejemplo "chucknorris" el fondo se pone rojo. ¿Por qué sucede esto?
<body bgcolor="chucknorris">test</body>
Pregunta original: Why does HTML think "chucknorris" is a color?
A: Referencia: Why does HTML think "chucknorris" is a color?
Si tienes caracteres inválidos en un código de color que está escrito en notación hexadecimal, estos caracteres son tratadas como 0. Un número hexadecimal puede contener las caracteres [0-9a-f], cualquier otro carácter encontrado es reemplazado con 0.
Para chucknorris:
*Reemplazar caracteres inválidos:
chucknorris → c00c0000000
*Rellenar con 0 hasta que el número de caracteres es divisible por 3:
c00c0000000 (11) → c00c 0000 0000 (12)
*Formatear en notación RGB:
rgb(c00c, 0000, 0000)
*Truncar cada valor a dos caracteres:
rgb(c0, 00, 00)
*Traducir de hexadecimal a decimal:
rgb(192, 0, 0) [ == #C00000]
El color resultante: rojo.
Otros colores similares: crap, ninjaturtle, sick, grass.
A: Es un vestigio de los días de Netscape:
Los dígitos faltantes se tratan como 0 [...]. Un dígito incorrecto
simplemente se interpreta como 0. Por ejemplo los valores # f0f0f0,
f0f0f0, F0F0F, #FxFxFx y FxFxFx son todos iguales.
A partir de esta entrada del blog, que cubre en gran detalle, incluyendo diferentes longitudes de valores de color, etc.
Si aplicamos las reglas mencionadas en la entrada del blog, obtenemos lo siguiente:
Reemplazar todos los caracteres hexadecimales no válidos con 0's
ChuckNorris se convierte a c00c0000000
Se rellena el siguiente número total de caracteres divisibles por 3 (11 -> 12)
c00c 0.000 0.000
Dividir en tres grupos iguales, con cada componente que representa el componente de color correspondiente de un color RGB:
RGB (c00c, 0000, 0000)
Truncar cada uno de los argumentos desde la derecha a 2 caracteres
Obtenemos el siguiente resultado:
RGB (c0, 00, 00) = # C00000 o RGB (192, 0, 0)
He aquí un ejemplo que demuestra el atributo bgcolor en acción, para producir esta "increíble" muestra de color:
<table>
<tr>
<td bgcolor="chucknorris" cellpadding="8" width="100" align="center">chuck norris</td>
<td bgcolor="mrt" cellpadding="8" width="100" align="center" style="color:#ffffff">Mr T</td>
<td bgcolor="ninjaturtle" cellpadding="8" width="100" align="center" style="color:#ffffff">ninjaturtle</td>
</tr>
<tr>
<td bgcolor="sick" cellpadding="8" width="100" align="center">sick</td>
<td bgcolor="crap" cellpadding="8" width="100" align="center">crap</td>
<td bgcolor="grass" cellpadding="8" width="100" align="center">grass</td>
</tr>
</table>
Esto también responde a la otra parte de la pregunta; ¿por qué bgcolor = "chucknorr" produce un color amarillo? Bueno, si aplicamos las reglas, el valor del string es:
c00c00000 => c00 c00 000 => c0 c0 00 [RGB (192, 192, 0)]
Lo que da un color amarillo oro claro. Como la cadena inicia con 9 caracteres, mantenemos la segunda C en esta ocasión, por tanto termina en el valor final de color.
Originalmente me encontré con esto cuando alguien señaló que podría hacer color="basura" y, bueno, se obtiene el color cafe.
de la respuesta original de @dash en SOen. | {
"simhash": 13757550770000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7502284496,
"avg_line_length": 43.1973684211,
"char_rep_ratio": 0.0986560782,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8498437405,
"max_line_length": 251,
"num_words": 987,
"perplexity": 2736.4,
"special_char_ratio": 0.302771855,
"text_len": 3283,
"word_rep_ratio": 0.0102249489
} | 14,403,619,663,287,474,000 |
Q: ¿Cómo encuentro el número mágico 0xCAFEBABE? He oido que las clases de Java tienen algo llamado un número mágico en las cabeceras que las identifica, y que dice algo así como 0xCAFEBABE.
¿Alguien podría explicarme cómo puedo comprobar dicha información?
A: Bueno respecto a tu pregunta, cuando abres un archivo .class con un editor hexadecimal, se puede observar "cafe babe" si es que este contiene este número mágico.
De hecho aquí encontré una explicación del propio James Gosling
Soliamos ir a almorzar a un sitio llamado St Michael's Alley. De
acuerdo a una leyenda local, en el profundo y oscuro pasado, el grupo
Grateful Dead solia tocar ahí, antes de que se hicieran famosos. Era
un lugar bastante moderno que hacia honor al nombre de la banda (un
lugar digno para morir). Cuando Jerry el lider de la banda murió
colocaron un pequeño altar budista. Cuando íbamos ahi soliamos llamar
al lugar "Cafe Dead". Alguién noto que era un número hexadecimal. Yo
reimprovisaba el código del formato del archivo de clase y necesitaba
unos numeros mágicos: uno para el archivo de objeto persistente y otro
para las clases. Yo utilice CAFEDEAD para el archivo de objeto
persistente, y buscando un patron en los primeros 4 digitos "CAFE", y
una variante en los demás me vino a la mente BABE y lo use. En ese
momento no parecia demasiado importante o destinado a ir a cualquier
lado como al bote de basura de la historia. Así que CAFEBABE llego a
ser el formato de archivo de clase y CAFEDEAD el formato de archivo de
objeto persistente, pero con el tiempo el objeto persistente se fue
junto con el uso de CAFEDEAD que fueron reamplazados por RMI."
Los primeros 4 bytes son "el número mágico",
*0xCAFEBABE,
para identificar un archivo de clase válido.
Los próximos 2 bytes minor version number identifican la versión del .class que se utiliza.
Los los próximos 2 bytes major version number
*J2SE 8 = 52 (0x34 hex),
*J2SE 7 = 51 (0x33 hex),
*J2SE 6.0 = 50 (0x32 hex),
*J2SE 5.0 = 49 (0x31 hex),
*JDK 1.4 = 48 (0x30 hex),
*JDK 1.3 = 47 (0x2F hex),
*JDK 1.2 = 46 (0x2E hex),
*JDK 1.1 = 45 (0x2D hex).
A: El número mágico está presente al inicio de todos los archivos .class como resultado del proceso de compilación del código fuente. Con un editor de texto sencillo como Notepad en Windows es posible observar esto, o con cualquier editor de texto hexadecimal, como Notepad++, también abriendo los archivos con un editor común presente en sistemas operativos GNU/Linux omo gedit, nano o vi. | {
"simhash": 653895291000000000
} | {
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"lang": "es",
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"word_rep_ratio": 0.0724465558
} | 12,256,019,242,604,417,000 |
Q: Error al pasar un array de NumPy a una función Tengo definida una función en Python que funciona correctamente para valores escalares:
>>> def signo(x):
... if x < 0:
... return -1
... elif x > 0:
... return 1
... else:
... return 0
...
>>> signo(10)
1
>>> signo(-5)
-1
Pero cuando le paso un array de NumPy, falla con un ValueError:
>>> import numpy as np
>>> t = np.arange(-5, 5)
>>> t
array([-5, -4, -3, -2, -1, 0, 1, 2, 3, 4])
>>> signo(t)
Traceback (most recent call last):
File "<stdin>", line 1, in <module>
File "<stdin>", line 2, in signo
ValueError: The truth value of an array with more than one element is ambiguous. Use a.any() or a.all()
¿Por qué sucede esto?
A: En este caso el mensaje de error explica claramente el problema: "el valor de verdad de un array de más de un elemento es ambiguo". En el momento en que Python tiene que evaluar este condicional:
if x < 0: # x es ahora array([-5, -4, -3, -2, -1, 0, 1, 2, 3, 4])
no puede devolver ni True ni False, porque hay elementos del array que cumplen la condición y elementos que no la cumplen. Este es un problema muy típico.
Suponiendo que queramos otro array, del mismo tamaño que el de entrada, con valores True o False dependiendo de si el elemento correspondiente cumple o no la condición, habría dos maneras de resolverlo:
1) Implementar toda la lógica internamente: habría que evaluarla en bucle para cada uno de los elementos del array. Una implementación sería esta:
>>> def signo(x):
... x = np.atleast_1d(x) # Convertimos a array
... sgn = np.zeros_like(x)
... for ii in range(len(sgn)):
... if x[ii] < 0:
... sgn[ii] = -1
... elif x[ii] > 0:
... sgn[ii] = 1
... else:
... pass # sgn[ii] ya vale 0
... return sgn
...
>>> signo(10)
array([1])
>>> signo(-5)
array([-1])
>>> signo(t)
array([-1, -1, -1, -1, -1, 0, 1, 1, 1, 1])
2) Vectorizar la función, utilizando np.vectorize. Nótese que así el caso escalar se gestiona de forma más elegante:
>>> def signo(x):
... if x < 0:
... return -1
... elif x > 0:
... return 1
... else:
... return 0
...
>>> signo = np.vectorize(signo) # Vectorizamos la función
>>> signo(10)
array(1)
>>> signo(-5)
array(-1)
>>> signo(t)
array([-1, -1, -1, -1, -1, 0, 1, 1, 1, 1])
En este problema concreto la recomendación de usar .any() o .all() no sirve, pero en otra ocasión pueden ser funciones útiles. | {
"simhash": 1773564638000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6297520661,
"avg_line_length": 34.5714285714,
"char_rep_ratio": 0.0837826628,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7225531936,
"max_line_length": 202,
"num_words": 687,
"perplexity": 3238.8,
"special_char_ratio": 0.4024793388,
"text_len": 2420,
"word_rep_ratio": 0.1268436578
} | 15,264,573,213,921,358,000 |
Q: Agregar fotos en galería de edición en Google Play Newsstand Me gustaría agregar varias imágenes en una galería dentro de un articulo en Google Play Newsstand, he tratado de agregar por ejemplo 3 imágenes con la medida permitida, pero no pueden ser desplegadas como galería.
< url="[URL IMAGE]"
type="image/png" expression="full" width="538" height="190">< type="plain">[DESCRIPTION]</>
< role="author" scheme="">[AUTHOR]</></>
Este es un ejemplo de mi elemento artículo:
<item>
<title><![CDATA[Arquean a cafetería]]></title>
<link><![CDATA[]]></link>
<><![CDATA[Today we're introducing a new age-based rating system for apps and games on Google Play. We know that people in different countries have different ideas about what content is appropriate for kids, teens and adults, so today's announcement will help developers better label their apps for the right audience. Consistent with industry best practices, this change will give developers an easy way to communicate familiar and locally relevant content ratings to their users and help improve app discovery and engagement by letting people choose content that is right for them.]]></>
<author>Grupo Jorgesys</author>
< url=""
type="image/png" expression="full" width="538" height="190">< type="plain"><![CDATA[Android]]></>< role="author" scheme=""><![CDATA[Grupo Jorgesys / Staff]]></></>
< url="" medium="audio"><><![CDATA[Arquean a cafetería]]></><><![CDATA[Arquean a cafetería]]></></>
< url=""
type="image/png" expression="full" width="538" height="190">< type="plain"><![CDATA[Android0]]></>< role="author" scheme=""><![CDATA[Grupo Jorgesys / Staff]]></></>
< url=""
type="image/png" expression="full" width="538" height="190">< type="plain"><![CDATA[Android1]]></>< role="author" scheme=""><![CDATA[Grupo Jorgesys / Staff]]></></>
< url=""
type="image/png" expression="full" width="538" height="190">< type="plain"><![CDATA[Android2]]></>< role="author" scheme=""><![CDATA[Grupo Jorgesys / Staff]]></></>
< url=""
type="image/png" expression="full" width="538" height="190">< type="plain"><![CDATA[Arquean a cafetería]]></>< role="author" scheme=""><![CDATA[Grupo Jorgesys / Staff]]></></>
</item>
A: Bien pues gracias a la ayuda de @AngelAngel, encontré la respuesta, las imágenes definidas originalmente dentro del archivo .rss tenían una dimensión de ancho 538 pixeles por 190 pixeles de altura, una medida que no podía ser desplegada en la galería. Ahora he generado imágenes de 800px de ancho por 400 pixeles de alto, las imágenes por fin son desplegadas correctamente mediante este .rss.
Las características de las imágenes en una edición Google Newsstand son:
Imágenes en pantalla dentro del cuerpo del artículo y galería: Los usuarios quieren ver hermosas y grandes imágenes. El lado más corto de
una imagen debe ser 800px, o mayor para una mejor visualización.** | {
"simhash": 3387590325000000000
} | {
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"lang": "es",
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} | 14,236,803,937,783,702,000 |
Q: two-way bind con Select2 en aurelia.io Pregunta
Cómo implementar un enlace two-way de un objeto a un VM en aurelia.io sin perder la funcionalidad de Select2 y manteniendo el enlace completo del original, y que además los cambios en el VM se vean reflejados en el Select2.
Contexto
Estoy trabajando en un proyecto donde se ha implementado la librería aurelia.io, al tiempo que se está implementado en diversos puntos del proyecto el plugin Select2; el problema radica en que al inicializar el plugin este reemplaza el dom del por una serie de divs y otros objetos, perdiéndose así el binding con el original, el cual permanece oculto a la vista, mientras se trabaja con el nuevo artificial creado por el plugin Select2.
UPDATE 1
Este es un ejemplo de lo que se desea lograr.
Código HTML:
<label>Seleccione la línea a la que pertenece la sublínea</label>
<select value.bind="sublinea_seleccionada.LineaId">
<option repeat.for="linea of Lineas" value.bind="linea.Id" selected.bind="$parent.sublinea_actual.LineaId == linea.Id">${Linea.Nombre}</option>
</select>
<button click.delegate="asignarLineaPorDefecto()">Seleccionar línea por defecto</button>
Código TypeScript:
export class Sublineas{
Lineas: linea[] = [];
sublinea_seleccionada: subLinea = new subLinea();
mostrarIdLineaSeleccionada() {
alert(`Se ha seleccionado la Línea con Id ${this.sublinea_seleccionada.LineaId}`);
}
asignarLineaPorDefecto(){
this.sublinea_seleccionada.LineaId = 1;
}
attached() {
var self = this;
$("select").on("change", event => {
self.mostrarIdLineaSeleccionada();
});
$("select").select2();
}
}
UPDATE 2
He encontrado esta respuesta en SOen , pero en el ejemplo que se brinda el Select2 sólo funciona en one-way, es decir, sólo actualiza en valor en el view model pero no se actualiza con los cambios en el mismo.
A: ¿Por qué no se actualiza el valor en el view-model? Está librería tiene ciertas similitudes a otras librerías que usan también bind en modelos, por ejemplo, Backbone. Tanto Backbone como Aurelia "reconocen" cuando se ha realizado un cambio de valor en alguno de sus atributos ya que suscriben a eventos como "input" o "change" según sea el tipo de elemento html, y por lo tanto, es allí donde se sincronizan los cambios con la view. En su caso, ese es el único detalle que falta. Pero antes de entrar en materia de solución, debemos conocer algunos detalles importantes de la librería select2 que repercuten en el funcionar del binding de Aurelia.
Inconvenientes de select2.
Como bien usted ha manifestado, la librería select2 antepone una serie de elementos html que pretenden renderizar su propio diseño. A pesar de esto, select2 se las arregla para mostrar el valor del elemento original <select> y esto se puede confirmar al enviar el formulario. Sin embargo, se pierde un factor importante al anteponer este diseño, y es que los eventos de click y change ya no se desencadenan en el elemento original. ¿Qué quiere decir esto?, a continuación un ejemplo:
<select name='capital' id="capital">
<option value="Santiago">Chile</option>
<option value="San José">Costa Rica</option>
<option value="Kingston">Jamaica</option>
</select>
Vamos a agregar el listener de evento change común y corriente:
var elemento = document.getElementById("capital");
elemento.addEventListener("change", mostrarCapital);
function mostrarCapital(){
console.log(elemento.value);
}
Al ejecutar el código anterior en el navegador, podemos confirmar que cada vez que se selecciona una opción, éste nos muestra por consola el nuevo valor del select. Bien, ahora agregamos al librería select2:
var elemento = document.getElementById("capital");
elemento.addEventListener("change", mostrarCapital);
function mostrarCapital(){
console.log(elemento.value);
}
// iniciar select2
$('#capital').select2();
¡Adiós eventos! Cada vez que seleccionamos una opción, no pasa nada. Ya no muestra el valor seleccionado en consola. Eso se debe a que select2 no despacha tales eventos en el elemento original.
Puede comprobar este ejemplo en línea desde
¿Por qué se pierde el bind original del <select>?
Realmente no se pierde, y conforme a lo dicho anteriormente, select2 es tan solo otro componenente que tiene como referencia el valor inicial del <select>. Entonces, cada vez que cargamos la página lo que se produce es un one-way bind, ya que en efecto, select2 reconoce el valor inicial de acuerdo al bind del modelo, pero nunca se producirá un flujo view > view-model, porque los eventos de cambio (change) nunca son despachados, y por lo tanto, Aurelia nunca se percata del nuevo valor del <select>.
Al fin, la solución
Hay dos piezas del rompecabezas faltantes para (1)la sincronización bidireccional two-way y (2)sin perder la funcionalidad del select2:
*
*Despachar el evento change programadamente sobre el elemento <select> en cuestión para que Aurelia haga el resto. Eso lo hacemos con clase.lanzarEvento(e.target):
attached() {
var clase = this;
$("select").on("", function(e) {
clase.lanzarEvento(e.target);
});
$("select").select2();
}
Con la línea clase.lanzarEvento(e.target); estamos lanzando manualmente un evento "change" sobre el <select> original. El siguiente código contiene la definición del evento:
lanzarEvento(elemento) {
// creamos el evento de cambio
var eventoDeCambio = document.createEvent('Event');
eventoDeCambio.initEvent('change', true, true);
// despachar el evento
elemento.dispatchEvent(eventoDeCambio);
}
En este punto, Aurelia ha sido notificado y por ende terminará complementando el bind con un flujo view > view-model ya que extrarerá el valor que se encuentra en el elemento y lo actualizará al modelo.
En el ejemplo en línea publicado en podrá ver este comportamiento.
*Notará que en el ejemplo anterior, al hacer click sobre el botón "Seleccionar Nissan" el componente select2 no se actualiza. Esto se debe a que, como sabemos, es un componente que no tiene ningún bind, ya que le bind está asociado directamente al (como debería ser). Entonces, ¿cómo lo resolvemos? Lamentablemente la herramienta plnkr.co no me permite empujar más allá el demo usado, porque no tiene habilitado el módulo de ObserverLocator que resuelve esta cuestión. Con dicho módulo podemos saber cuándo se ha hecho un cambio sobre un atributo determinado. Dicho de otra forma, el flujo sería de la siguiente forma:
- Observando cambios sobre "auto"..
- ¿se ha encontrado un nuevo valor?
* si: actualizar el componente select2 (a nivel de interfaz)
* no: flujo normal
Sin embargo, acá dejo el código de referencia, al menos los cambios puntuales sobre lo que acabo de mencionar:
// injectar el módulo
import {ObserverLocator, inject} from 'aurelia-framework';
@inject(ObserverLocator)
export class App {
// se suscribe a los cambios del atributo "auto"
constructor(observerLocator) {
var suscription = observerLocator
.getObserver(this, 'auto')
.subscribe(this.actualizarComponenteAutos);
}
// marcar la opción correcta en select2
actualizarComponenteAutos(newValue, oldValue) {
$("#auto").val(newValue).trigger("change");
}
El código fuente puede verlo completo en
Conclusión
Sé que la respuesta es muy amplia, pero había detalles que no quería pasar por alto, en especial porque quería ilustrar cómo y cuándo se daba un bind one-way y two-way.
A: Enlazar un objeto a una opción Select2?
Tengo un formulario Select2 así:
<require from="./select2"></require>
<select select2="selected-values.two-way: selectedStuff" data-placeholder="Choose Stuff" multiple>
<option repeat.for="thing of stuff">${thing.id}</option>
</select>
Con el cuál yo puedo acceder a selectedStuff, el cual es un arreglo de las ids de las cosas que he seleccionado. Sin embargo, me gustaría obtener un arreglo de esas cosas y no de sus ids. En mi caso de uso, no es viable buscar algo desde su id.
Hay alguna forma de obligar al objeto del elemento de entregarme un arreglo de las cosas que necesito en vez de un arreglo de sus ids?
Respuesta:
El valor del atributo del elemento <option> sólo acepta cadenas. Usa el modelo del atributo para almacenar los elementos no-cadena:
<select select2 multiple value.bind="selectedThing2">
<option repeat.for="thing of things" model.bind="thing">${thing.name}</option>
</select>
Acá hay plunker funcionado:
Aquí esta la documentación relacionada en aurelia:
Preguntas relacionadas:
*How to change the css of color of select2 tags?
*Using select2 with multiple choices and duplicate id values
*Programmatic selection of select2 which retrieves its data via Ajax
*Select2 with ajax, multiple and knockout binding not saving objects to selectedOptions
*Preselect values in Select2 for ajax cases
*Select2 4.0 - initialize with tag not in data list
*Show 2 options and then "and x more" (select2)
*select2 4.0 - TypeError: $(...).select2(...).select2(...) is undefined
*How do I get a select2 control to center itself?
*Aurelia trying to load HTML from Select2? | {
"simhash": 9136608526000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7626057344,
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"lang_score": 0.882682085,
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} | 5,215,880,633,984,868,000 |
Q: ¿Cómo puedo probar que exista un campo en un respuesta usando RSpec? Estoy haciendo las pruebas para un API en RoR. Quiero validar la estructura de una respuesta hacia una petición de mi API. Quiero asegurarme que existe un campo en particular de esa respuesta y si no existe indicar que la prueba falla.
let(:user) { FactoryGirl.create(:user) }
describe "POST #create" do
context "when logged in with identifier" do
before(:each) do
@user_attributes = { identifier: user[:email], password: '12345678' }
post :create, { session: @user_attributes }
end
it"when is valid token" do
#como valido que en la respuesta exista el token
end
end
end
El response de la petición es el siguiente:
{"user":
{
"id":9005,
"email":"",
"first_name":"Serenity",
"middle_name":"Keagan",
"last_name":"O'Kon",
"birthday":"2014-07 -01T04:30:00.000Z"
},
"token":"....."
}
Estoy usando RSpec 3.3.0 y Rails 4.2.3
A: Cuando haces una llamada a post, obtienes o deberías obtener como respuesta un objeto response. Yo te recomiendo que lo parsees a JSON para manipularlo mejor.
it "when is valid id" do
expect(JSON.parse(response.body).first.keys.include?("id")).to be(true)
end
En general la clave esta en parsear como JSON y hacer algo con el objeto response.body. | {
"simhash": 5262472148000000000
} | {
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"lang_score": 0.8459565043,
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"word_rep_ratio": 0
} | 1,457,441,363,119,606,800 |
Q: ¿Cómo sumar vectores representados por tuplas en Python? Digamos que tengo que sumar 2 vectores de n-dimensiones. ¿Cuál es la forma pytonica de sumarlos directamente?
Por ejemplo en R^3, pero sin estar limitado a R^3,
a = (123.45, 23.45, 1.0)
b = (45.678, 56.78, 5.0)
(Obtener (169.128, 80.23, 6.0))
A: Si intentas lo obvio, obtienes un generador:
>>> (sum(x) for x in zip(a, b))
<generator object <genexpr> at 0x7faf248e20f8>
Así que puedes convertirlo en tupla directamente:
>>> tuple(sum(x) for x in zip(a, b))
(169.128, 80.23, 6.0)
En todo caso, te recomiendo que en su lugar uses NumPy:
>>> import numpy as np
>>> a = np.array((123.45, 23.45, 1.0))
>>> b = np.array((45.678, 56.78, 5.0))
>>> a + b
array([ 169.128, 80.23 , 6. ])
A: Intenta con :
S = [i+j for i,j in zip(a,b)]
A: Otra forma usando los módulo operator e itertools:
from itertools import izip, starmap
from operator import add
add_tuples = lambda a,b: tuple(starmap(add, izip(a, b)))
Usando el ejemplo suministrado:
>>> a = (123.45, 23.45, 1.0)
>>> b = (45.678, 56.78, 5.0)
>>> print(add_tuples(a, b))
(169.128, 80.23, 6.0)
>>>
A: Otra forma pythonica:
a = (123.45, 23.45, 1.0)
b = (45.678, 56.78, 5.0)
c = tuple(map(lambda x, y: x + y, a, b))
print(c)
map toma un elemento de cada uno de los iterables que se le pasan, lo que permite ahorrarse el zip.
En Python 3.x, map retorna un generator.
En Python 2.x podría utilizarse itertools.imap en vez de map para tener un resultado siempre coherente y no generar una lista intermedia.
Resultado
(169.128, 80.23, 6.0)
A: En principio:
>>> map(sum, zip(a, b))
Ahora bien, en python3 obtendrás un generador, así que si quieres obtener una tupla o una lista:
>>> tuple(map(sum, zip(a, b))
A: El lenguaje de programación Python es uno de los más usados en el ámbito científico y educativo y eso se debe a sus librerías y APIs específicas para todo lo relacionado al cálculo científico, te recomiendo que entres a SciPy y revises esta gran galería de librerías muy interesantes entre las cuales, se encuentra NumPy, la cual ya te recomendaron, y Matplotlib que también es muy útil para lo que quieres hacer, solo es cuestión de investigar un poco en su documentación y veas cuál se acerca más a lo que quieres hacer.
Recuerda que una de las ventajas de Python es la gran cantidad de librerías que resuelven mucho de los problemas a los cuales nos enfrentamos en el ámbito educativo y laboral. Siempre que tengas que hacer algo en específico seguramente ya alguien creo una librería que al usarla muy probablemente te ayude a minimizar el tiempo para resolver el problema. | {
"simhash": 5053719858000000000
} | {
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} | 11,142,592,985,252,661,000 |
Q: ¿Qué codificación debería usar en un XML con texto en español? Estaba acostumbrado a poner en la primera línea de todos los XMLs:
<?xml version="1.0" encoding="ISO-8859-1"?>
Lo venía haciendo casi sin pensar, pero luego me di cuenta de que las letras acentuadas del español se veían mal. Por ejemplo, en Chrome:
A partir de ahí, lo resolví usando:
<?xml version="1.0" encoding="utf-8"?>
Sin embargo, Wikipedia define a ISO-8859-1 como:
ISO 8859-1 es una norma de la
ISO
que define la codificación del
alfabeto latino,
incluyendo los diacríticos (como letras acentuadas, ñ, ç), y letras
especiales (como ß, Ø), necesarios para...
y lista todos los caracteres del español.
Pregunta
¿Por qué se ve mal en Chrome, y qué encoding debería usar para incluir texto en español?
A: Chrome no tiene ningún problema para mostrar texto codificado en origen como ISO-8859-1, pero no tiene ninguna forma de adivinar que esa es la codificación usada si no se lo dices explícitamente.
Considera el siguiente fichero:
<?xml version="1.0" encoding="iso-8859-1"?>
<texto>áéíóú</texto>
Así es como se ve en Chrome:
Esto suponiendo que el editor de textos usado para generar el fichero realmente lo ha guardado en ISO-8859-1, claro.
Sobre la pregunta "¿Qué codificación debería usar?", pues realmente depende del contexto. Si se cumple que o bien 1) el generador y el consumidor del texto están de acuerdo en la codificación que se va a usar, o bien 2) existe un mecanismo explícito para manifestar cuál es la codificación del texto (la directiva <?xml?> para ficheros XML, o la cabecera Content-Type para MIME y HTTP), no habrá problemas.
Dicho esto, hoy en día parece existir el consenso oficioso de usar UTF-8 como la codificación predeterminada para todo, por una serie de razones que están resumidas en sitios como por ejemplo este (en inglés):
A: Ambas codificaciones te valen.
Los problemas de codificación en la mayoría de los casos vienen porque no se guarda el archivo con la codificación que se indica en el código del archivo.
Esto habitualmente en el procesador de textos que uses, existe alguna opción para guardar el archivo con la codificación que necesites. Si hay discrepancias entre ambas opciones, es normal que no se vea bien.
Otro problema podría ser, menos habitual, que se estuvieran enviando cabeceras HTTP indicando otra codificación.
Resumiendo, tienes que asegurarte de que todas las indicaciones a la codificación tengan la misma información.
A: El texto que has escrito está realmente en utf-8, y lo estás tratando como si fuera iso-8859-1.
Una pista clara es que aparecen 2 bytes por carácter acentuado.
echo "á é í ó ú Á É Í Ó Ú ñ Ñ" | iconv -f iso-8859-1 -t utf-8
á é í ó ú à à à à à ñ Ã
Para XML, es recomendable usar utf-8. La especificación XML obliga a dar soporte a utf-8 (y a utf-16, pero yo recomendaría usar utf-8 preferentemente).
A: A parte de lo que han comentado los compañeros, dentro de Chrome puedes especificar la codificación a la hora de mostrar el documento:
*
*Menú de Chrome.
*Mas Herramientas.
*Codificación.
A: La mejor opción, insistiría yo, es el UTF-8. El motivo es que el UTF-8 permite la codificación de todos los caracteres del estándar Unicode en el mismo documento, sin recurrir a secuencias de escape ("escape sequences") en la sintaxis del formato del documento (en este caso XML).
La segunda mejor opción es el ISO-8859-15. Este código es una revisión más nueva del antiguo ISO-8859-1, con algunos cambios pequeños. Pero entre estos cambios hay uno muy importante:
*
*El ISO-8859-15 contiene el símbolo del Euro (€).
*El ISO-8859-1 se fijó antes de que existiera el Euro, así que no contiene el símbolo.
Y este ejemplo muestra por qué el UTF-8 es la mejor opción. El UTF-8 permite codificar cualquier texto Unicode, el estándar internacional y dominante al cual se le añaden nuevos caracteres periódicamente. Una aplicación que usa UTF-8 generalmente no necesita de cambios cuando se introducen nuevos caracteres como el símbolo del Euro. Y adicionalmente con UTF-8 el documento puede mezclar texto escrito en muchos idiomas diferentes. Con UTF-8 se puede escribir sencillamente un diccionario chino/español, pero el ISO-8859-15 ni el ISO-8859-1 permiten tal uso.
A: *
*Para español es recomendable usar utf8
*En el encabezado del XML se debe declarar la codificación utf8
*Lo más importante: El archivo debe estar codificado como utf8
Para asegurarte de que el archivo está bien codificado usar un editor como Notepad++ o similar. A veces puedes tener la Base de Datos en utf8, el texto en utf8, las declaraciones en utf8 y toda tu vida en utf8 pero si el archivo lo guardaste como iso-8859-1 ya valió... | {
"simhash": 685898116500000000
} | {
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"lang_score": 0.9817650318,
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"text_len": 4707,
"word_rep_ratio": 0.0079893475
} | 2,027,676,822,894,596,000 |
Q: ¿Cómo lograr que un sitio Web se vea apropiadamente tanto en "pantalla grande" como en pantalla de dispositivo móvil? Por fin me estoy animando a escribir HTML, y me enfrento con un detalle: al probar mi página Web en un navegador de escritorio, se ve tal como deseo que se vea, pero al probarla en un navegador de celular, se ve demasiado pequeña (quiero decir, se ve tal como la versión de escritorio, pero como si le hubiera hecho un zoom como al 25%).
¿Existe alguna forma sencilla de lograr que, cuando la página sea visitada desde un teléfono móvil, esta tenga un tamaño apropiado? De ser así, ¿cómo?
A: Para el problema del zoom tienes que añadir una meta-etiqueta para indicar los valores del viewport.
<meta name="viewport" content="width=device-width, initial-scale=1">
Así por ejemplo indicar que el ancho del navegador del móvil sea igual al ancho de la propia pantalla del dispositivo.
Tienes más información sobre esta meta-etiqueta en el MDN.
Pero realmente NO hay una forma sencilla de hacerlo. Y esto es debido a que depende de muchas cosas, de cómo esté construido tu sitio principalmente.
Diseño responsivo
Hoy en día, al haber tanta variedad de resoluciones, lo ideal es o bien usar versiones de la web diferentes, o, usar un diseño responsivo (Responsive Web Design).
Este tipo de diseños se basan en diseños líquidos (generalmente) en los que luego, mediante media-queries se indica en CSS cómo debe de comportarse el diseño dependiendo del tamaño de la pantalla.
Un ejemplo muy simplista, sería que en una resolución de 1024*768 se verían cuatro columnas y en una resolución de 320*480 se vería una.
A: Utiliza media queries
Las media query son el mecanismo que tiene CSS para testar ciertos aspectos del User Agent y el dispositivo donde se esta mostrando el documento. Esto incluye las dimensiones de la pantalla, pero también puedes saber si se trata de una impresora, cosa muy útil.
Cada media query es una expresión lógica que puede ser veradadera o falsa, (es similar a un IF).
Hay 3 formas de usarlas:
Por medio del atributo "media" del elemento "link", es decir utilizando distintos archivos .css para cada "variante" de tu pagina.
<link rel="stylesheet" media="screen and (width <= 640px)" href="mobiles.css" />
<link rel="stylesheet" media="screen and (width > 640px)" href="escritorio.css" />
<link rel="stylesheet" media="print" href="para_imprimir.css" />
Importando mas estilos dentro de un archivo CSS, al igual que antes, utilizas diferentes archivos CSS para cada variante.
@import url(mobiles.css) screen and (width <= 640px);
@import url(escritorio.css) screen and (width > 640px);
@import url(para_imprimir.css) print;
Aplicando estilos de forma condicional dentro de un CSS (mi preferida)
.clase {
// propiedades comunes a todos los medios aqui.
}
@media screen and (width <= 640px) {
.clase {
// propiedades para mobiles aqui.
}
}
@media screen and (width > 640px) {
.clase {
// propiedades de escritorio aqui
}
}
@media print {
.clase {
// propiedades impresora aqui.
}
}
Hay otras variables que pueden ser testeadas para decidir que estilos utilizar, por ejemplo la orientación de la pantalla:
@media () {
// el celular o tableta esta en modo retrato
}
@media () {
// el celular o tableta esta apaisado
}
Te recomiendo que leas el borrador de media queries para ver que otras opciones tienes disponibles.
A: Bueno, aunque haya gente que dice que no es sencillo, yo uso Bootstrap para las app web grandes y lo complemento con CSS3.
Ahora bien, si tu app es pequeña y esta bien formada, con un par de tags @media que cambien la proporcion tendrás suficiente:
Primero define un contenedor para tu html con las columnas que necesites, estas van a ser las responsive y los elementos dentro deben ser de posicion relativa y tamaños con porcentaje, ¡NUNCA CON PIXELES FIJOS!
Despues define el tamaño de las columnas estandard, las de pantalla media y las de movil(imaginemos 3 columnas en grande, 2 + 1 en medio y 3 filas en moviles.
/* Tamaño estandard para escritorio */
.col-1 {width: 33.33%;}
.col-2 {width: 33.33%;}
.col-3 {width: 33.33%;}
@media only screen and (max-width: 768px) {
/* Moviles y tablets: */
[class*="col-"] {
width: 100%; /* todas las columnas ocupan el 100% creando 3 filas */
}
}
@media only screen and (max-width: 1499px) and (min-width: 800px) {
/* tamaño de pantalla mediana / pequeña */
.col-1 {width: 50.00%;}
.col-2 {width: 50.00%;}
.col-3 {width: 100.00%;}
}
Y listos, para que quede claro, mira este ejemplo en vivo en fiddle y cambia el tamaño de la pantalla para ver los 3 layouts que se crean dependiendo del tamaño.
NOTA: he puesto un footer extra en el ejemplo para dar informacion.
* {
box-sizing: border-box;
}
. {
content: "";
clear: both;
display: block;
}
[class*="col-"] {
float: left;
padding: 15px;
}
html {
font-family: "Lucida Sans", sans-serif;
}
.header {
background-color: #9933cc;
color: #ffffff;
padding: 15px;
}
.menu ul {
list-style-type: none;
margin: 0;
padding: 0;
}
.menu li {
padding: 8px;
margin-bottom: 7px;
background-color :#33b5e5;
color: #ffffff;
box-shadow: 0 1px 3px rgba(0,0,0,0.12), 0 1px 2px rgba(0,0,0,0.24);
}
.menu {
background-color: #0099cc;
}
.aside {
background-color: #33b5e5;
padding: 15px;
color: #ffffff;
text-align: center;
font-size: 14px;
box-shadow: 0 1px 3px rgba(0,0,0,0.12), 0 1px 2px rgba(0,0,0,0.24);
}
.footer {
background-color: #0099cc;
color: #ffffff;
text-align: center;
font-size: 12px;
padding: 15px;
}
/* Tamaño estandard para escritorio */
.col-1 {width: 33.33%;}
.col-2 {width: 33.33%;}
.col-3 {width: 33.33%;}
@media only screen and (max-width: 768px) {
/* Moviles y tablets: */
[class*="col-"] {
width: 100%; /* todas las columnas ocupan el 100% creando 3 filas */
}
}
@media only screen and (max-width: 1499px) and (min-width: 800px) {
/* tamaño de pantalla mediana / pequeña */
.col-1 {width: 50.00%;}
.col-2 {width: 50.00%;}
.col-3 {width: 100.00%;}
}
<body>
<div class="row">
<div class="col-1 menu">
<ul>
<li>El vuelo</li>
<li>La ciudad</li>
<li>La isla</li>
</ul>
</div>
<div class="col-2">
<h1>La ciudad</h1>
<p>texto de ejemplotexto de ejemplotexto de ejemplotexto de ejemplotexto de ejemplotexto de ejemplo</p>
</div>
<div class="col-3 right">
<div class="aside">
<h2>QUE?</h2>
<p>texto de ejemplo</p>
<h2>DONDE?</h2>
<p>texto de ejemplo</p>
<h2>COMO?</h2>
<p>texto de ejemplo</p>
</div>
</div>
</div>
<div class="footer">
<p>Para ver como funciona el ejemplo cambia el tamaño del explorador o del area de resultado.</p>
</div>
</body>
A: Sin duda Bootstrap es un buen candidato para que realices tu página responsive, es muy sencillo de usar, puedes usarlo en "html plano" (sin framework), tiene una buena documentación, amplia comunidad y su esquema general es sencillo de entender y usar.
A: Realmente no hay una manera fácil para hacerlo automáticamente con una página web ya hecha. Necesitarías hacerla siguiendo un diseño adaptable (o responsive como se conoce comúnmente).
Básicamente tendrás que jugar con las CSS media queries, siendo screen el media type para pantallas de ordenador y handheld para móviles.
La cosa quedaría así para móviles, por ejemplo:
<link media="handheld" type="text/css" href="/css/movil.css" rel="stylesheet">
Y así el que ya estás usando para ordenadores de sobremesa:
<link media="screen" type="text/css" href="/css/index.css" rel="stylesheet">
Para más información te dejo aquí un par de referencias en castellano, de Google y de Mozilla.
A: Yo quisiera agregar acá Foundation Zurb, en su versión 6.
Es completamente responsivo, con muchos añadidos, diseño en grilla, muchos complementos javascript para funciones para móviles, está completamente enfocado a responsivo.
Que te puedo decir, es soprendente, está implementando muchas de las tecnologías que ya se han vuelto moda, además de otras nuevas. Tiene bastantes librerías para modales.
Además tiene ya un paquete npm y bower para cli, plantillas prediseñadas sencillas, si deseas algo básico, o completas, para trabajo pesado, con archivos configurados para gulp o grunt, faltaría webpack, paquetes de compilado sass y js, entre otros.
Yo mismo voy a implementarlo ahora, pero esta vez en serio, modificando sass sólo en lo que necesite y agregando únicamente los módulos que son necesarios, con lo cuál no sólo quedará responsivo, sino que además será mas liviano.
A: Yo también habría hablado de framework como Bootstrap y habría hablado de usar width y max-width con valores porcentuales en el CSS y el uso de media query.
Lo único que me gustaría agregar a las otras respuestas se refiere al uso del enfoque mobile-first.
<!DOCTYPE html>
<html lang="es">
<head>
<meta charset="UTF-8">
<title>Ejemplo</title>
<meta name="viewport" content="width=device-width, initial-scale=1">
<!-- Bootstrap o otro -->
<style>
.ejemplo{}
@media (min-width: 768px){.ejemplo{}}
</style>
</head>
<body>
<div class="ejemplo">Texto texto texto texto.</div>
</body>
</html>
En particular, prefiera @media (min-width: ) en lugar de @media (max-width: ) porque el estilo principal es para dispositivos más pequeños, no al revés:
.ejemplo{}
@media (min-width: 768px){.ejemplo{}}
debe preferirse a
.ejemplo{}
@media (max-width: 767px){.ejemplo{}}
Lo siento pero solo hablo italiano y utilicé el traductor de Google :) | {
"simhash": 15925116600000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7190788788,
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"char_rep_ratio": 0.054860242,
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"lang": "es",
"lang_score": 0.9145693779,
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"num_words": 2904,
"perplexity": 2958.6,
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"text_len": 9597,
"word_rep_ratio": 0.1430051813
} | 99,717,901,949,018,200 |
Q: "Error: SecurityError: DOM Exception 18" en aplicación cordova iOS al intentar hacer una llamada ajax con jQuery He creado una app cordova nueva usando el último CLI (5.4.1) que incluye la versión 3.9.2 de cordova-ios con el comando
cordova create ajaxTest es.test.ajaxtest ajaxTest
He añadido la plataforma iOS
cordova platform add ios
He añadido jquery en la carpeta js, he puesto el link en mi index.html, eliminado los comentarios de código que trae la plantilla y alguna cosa más para simplificar:
<!DOCTYPE html>
<html>
<head>
<meta http-equiv="Content-Security-Policy" content="default-src 'self' data: gap: 'unsafe-eval'; style-src 'self' 'unsafe-inline'; media-src *">
<meta name="format-detection" content="telephone=no">
<meta name="msapplication-tap-highlight" content="no">
<meta name="viewport" content="user-scalable=no, initial-scale=1, maximum-scale=1, minimum-scale=1, width=device-width">
<link rel="stylesheet" type="text/css" href="css/index.css">
<title>Hello World</title>
</head>
<body>
<div class="app">
<h1>Apache Cordova</h1>
</div>
<script type="text/javascript" src="cordova.js"></script>
<script type="text/javascript" src="js/jquery.js"></script>
<script type="text/javascript" src="js/index.js"></script>
</body>
</html>
He reemplazado todo el código del index.js con esta llamada AJAX:
$( function() {
$.ajax("" )
.done(function(data) {
console.log( data );
})
.fail(function(jqXHR) {
console.log( jqXHR.statusText );
});
}
);
La llamada AJAX siempre falla y va a fail, lo que me saca por consola el mensaje de error:
Error: SecurityError: DOM Exception 18
¿A qué puede deberse este error?
A: El error:
Error: SecurityError: DOM Exception 18
Se debe a que la etiqueta Content-Security-Policy está mal configurada, por defecto la etiqueta que incluye la aplicación base que se crea al generar un nuevo proyecto Cordova no permite llamadas AJAX a servidores externos.
Para permitir llamadas AJAX a servidores externos tienes que poner la URL del servidor al que quieres hacer la petición dentro de la sección connect-src, por lo que para este caso la etiqueta Content-Security-Policy quedaría así:
<meta http-equiv="Content-Security-Policy" content="default-src 'self' data: gap: 'unsafe-eval'; style-src 'self' 'unsafe-inline'; media-src *;connect-src ">
Si no hay parámetro connect-src se usarán los valores de default-src
<meta http-equiv="Content-Security-Policy" content="default-src 'self' data: gap: 'unsafe-eval' ; style-src 'self' 'unsafe-inline'; media-src *">
También se puede usar un * para permitir todas las peticiones, pero no es recomendable porque es inseguro
<meta http-equiv="Content-Security-Policy" content="default-src 'self' data: gap: 'unsafe-eval'; style-src 'self' 'unsafe-inline'; media-src *;connect-src *">
o
<meta http-equiv="Content-Security-Policy" content="default-src *; style-src 'self' 'unsafe-inline'; media-src *">
También puedes simplemente eliminar la etiqueta Content-Security-Policy y el error desaparecerá, pero es recomendable dejarla y configurarla correctamente para hacer nuestra app más segura.
Para más información sobre la etiqueta Content-Security-Policy consultar los siguientes enlaces:
*Content Security Policy Reference
*Introducing Content Security Policy | {
"simhash": 1845229984000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7210449927,
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"lang_score": 0.7316070795,
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"num_words": 1006,
"perplexity": 1711.7,
"special_char_ratio": 0.2838896952,
"text_len": 3445,
"word_rep_ratio": 0.2076228686
} | 7,524,995,974,764,441,000 |
Q: Diferencias entre == y === (comparaciones en JavaScript) Siempre he visto que en JavaScript hay:
*asignaciones =
*comparaciones == y ===
Creo entender que == hace algo parecido a comparar el valor de la variable y el === también compara el tipo (como un equals de java).
¿Alguien podría confirmarme este punto y extenderlo?. Soy javero y el no tipado de javascript a veces me encanta y otras lo odio.
¿Cuál es la manera correcta en javascript de comparar undefined, null y otros valores por defecto?
variable == null
variable === null
¿undefined se usa como cadena de texto o como palabra clave? ¿Cual de las siguientes comparaciones es la correcta para un elemento html sin value? (por ejemplo un label sin contenido)
variable == "undefined"
variable === "undefined"
variable == undefined
variable === undefined
A: Los operadores === y !== son los operadores de comparación estricta. Esto significa que si los operandos tienen tipos diferentes, no son iguales. Por ejemplo,
1 === "1" // false
1 !== "1" // true
null === undefined // false
Los operadores == y != son los operadores de comparación relajada. Es decir, si los operandos tienen tipos diferentes, JavaScript trata de convertirlos para que fueran comparables. Por ejemplo,
1 == "1" // true
1 != "1" // false
null == undefined // true
Vale mencionar que el operador == no es transitivo, al contrario que ===.
"0" == 0 // true
0 == "" // true
"0" == ""// false
No es muy fácil recordar todas las reglas de la comparación relajada, y a veces funciona en una manera contraintuitiva. Por eso, yo recomiendo usar === en vez de ==.
No recuerdo todos los pequeños detalles del operador ==, entonces echemos un vistazo a la especificación, punto 11.9.3:
El algoritmo de la comparación de igualdad abstracta
La comparación x == y, donde x e y son valores, regresa true o false. Esta comparación se realiza de la siguiente manera:
*
*Si Type(x) y Type(y) son los mismos,
*
*Si Type(x) es Undefined, regresa true.
*Si Type(x) es Null, regresa true.
*Si Type(x) es Number,
*
*Si x es NaN, regresa false.
*Si y es NaN, regresa false.
*Si x es el mismo valor de Number que y, regresa true.
*Si x es +0 e y es −0, regresa true.
*Si x es -0 e y es +0, regresa true.
*Regresa false.
*Si Type(x) es String, regresa true si x e y son exactamente la misma secuencia de caracteres (con la misma longitud y los mismos caracteres en las posiciones correspondientes). En el caso contrario, regresa false.
*Si Type(x) es Boolean, regresa true, si x e y ambos son true o ambos son false. En el caso contrario, regresa false.
*Regresa true si x e y refieren al mismo objeto. En el caso contrario, regresa false.
*Si x es null e y es undefined, regresa true.
*Si x es undefined e y es null, regresa true.
*Si Type(x) es Number y Type(y) es String,
regresa el resultado de la comparación x == ToNumber(y).
*Si Type(x) es String y Type(y) es Number,
regresa el resultado de la comparación ToNumber(x) == y.
*Si Type(x) es Boolean, regresa el resultado de la comparación ToNumber(x) == y.
*Si Type(y) es Boolean, regresa el resultado de la comparación x == ToNumber(y).
*Si Type(x) es String o Number, y Type(y) es Object,
regresa el resultado de la comparación x == ToPrimitive(y).
*Si Type(x) es Object y Type(y) es String o Number,
regresa el resultado de la comparación ToPrimitive(x) == y.
*Regresa false.
Esta respuesta es una traducción de mi respuesta a la misma pregunta en el sitio ruso.
A: La diferencia es que == primero intenta convertir los tipos antes de compararlos. El operador === no, hace una comparación directa aunque siempre retorna falso si los tipos son diferentes. fuente (en inglés)
ej:
1 == "1" // verdadero
1 === "1" // falso
'' == 0 // verdadero
'' === 0 // falso
Estos gráficos quizá puedan ayudarte a visualizar la diferencia:
Operador '=='
Operador '==='
(fuente de las imágenes)
A: Efectivamente == compara valor, mientras que === compara también tipo. Por ejemplo.
"1" == 1 // true
"1" === 1 // false
null == undefined // true
null === undefined // false
Puedes leer los detalles técnicos (en inglés) en Equality comparisons and sameness
undefined es una palabra reservada y se usa sin comillas.
A: No exactamente. Es verdad que el operador === compara el tipo y el valor, sin hacer conversiones como haría el operador ==. Sin embargo eso solo es cierto para tipos de valor. En los tipos por referencia lo que hace es comprobar que es el mismo objeto, no basta con que sea del mismo tipo y valor. Así que === sería un operador de identidad, al contrario que ==.
Por ejemplo:
var a = { x: 1, y: 2 };
var b = { x: 1, y: 2 };
var c = a;
a === b // false
a === c // true
El caso de las cadenas funcionaría como un tipo de valor, a no ser que usaras el constructor String, que sería un tipo de referencia.
Señalar también que el operador == no es transitivo en algunas conversiones. Por ejemplo:
'' == '0' // false
0 == '' // true
Dada la ambigüedad de este operador, se aconseja que se use el operador === siempre que sea posible.
En todo caso puedes echar un vistazo a esta página que resolverá dudas respecto a ambos operadores. Ahí puedes comprobar entre otras cosas que undefined == null pero undefined !== null.
A: Bien sencillo
== es igualdad de valor y no de tipo.
=== es igualdad de valor y tipo.
console.log("1 == '1 =>", 1 == '1') // true
console.log("1 === '1' =>", 1 === '1') // false, ya que uno es un string.
console.log("1 === 1 =>", 1 === 1) // son iguales
A: Ya te han contestado correctamente la pregunta, pero me gustaría hacer un comentario en lo que parece ser tu problema (yo también empece con java y hay ciertas cosas que javascript facilita).
Una variable puede tener 2 estados, "undefined" o tener algo, null como en SQl es un tipo de valor, es decir que si tu variable tiene null esta definida y tiene algo, nada pero algo :P , undefined quiere decir que tu variable no ha sido definida, es curioso ese hecho sobre todo por que null == undefined responde true.
Ahora cuando tu buscas un elemento con js y no lo encuentra (por ejemplo document.getElementById("inpt")) su valor es null, en el caso que si lo encuentre preguntas por su value y en caso de no tenerlo te responde "".
La parte interesante es que con un simple if resuelves mucho.
var una,dos = null,tres =[],cuatro = 1;
if(noexisto) //es undefinided, saca error por que estas preguntando por ella
if( typeof notoy == "undefined") //es la manera correcta de preguntar si una variable no ha sido definida
if(una)//false pero no saca error por que implicitamente tiene un null
if(una == null) //es lo mismo que la anterior
if(dos) //false pero no saca error
if(tres) //true por que contiene un array, vacio pero es algo
if("")//false por que esta vacio
if(cuatro)//tiene algo por tanto es true
A: En caso de no transpilar tu código JS (con Babel por ejemplo) la operación "==" es más rápida que la comprobación de tipo con "===" por lo tanto si tu código va a ser útilizado en muchas ocasiones (es parte de la arquitectura o alguna librería) es preferible usar "==" teniendo en cuenta que no vas a pasar un filtro de tipo. En el resto de ocasiones (la gran mayoría) es mejor utilizar la comprobación de tipos con "===" para evitar resultados inesperados.
A: Aclaremos conceptos:
*Toda variable en JavaScript tiene un tipo y un valor.
*En JavaScript existe algo llamado coerción. La coerción es una conversión automática (e implícita) que realiza el motor de JavaScript en un intento de operar con valores de diferente tipo. Por ejemplo:
const valor1 = '5';
const valor2 = 9;
let suma = valor1 + valor2;
console.log(suma);
Como valor1 es de tipo string y valor2 es de tipo number, JavaScript lleva a cabo la conversión automática del segundo valor en un intento de poder realizar la suma. De esta manera, el valor de la variable suma será de tipo string:
'59'
CONCLUSIÓN
El operador == compara dos valores sin tener en cuenta el tipo. Es decir, efectua coerción y entonces compara. Si los valores son iguales tras la conversión, devuele el valor true.
El operador === en cambio devuelve true solo en el caso en el que valor y tipo coincidan.
Aclaración: esto solo aplica a los 6 tipos primitivos. | {
"simhash": 726921579300000000
} | {
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} | 1,842,278,711,875,904,800 |
Q: ¿Cómo ejecutar cierto código cada vez que empieza y termina una transacción HTTP (ajax)? Estoy desarrollando una aplicación con AngularJS y necesito definir un gancho (handler) que se ejecute antes y después de cada transacción ajax realizada con el objeto $http. He visto que para jQuery existen los métodos ajaxStart y ajaxStop, pero evidentemente no funcionan en este caso. ¿Existe algún equivalente directo, o se puede conseguir de alguna forma el mismo efecto, en AngularJS? La documentación no parece mencionar nada al respecto.
Nótese que quiero que el código se ejecute para todas las transacciones, no para una en concreto (en ese caso incluiría el código en los delegados .then).
A: Como dice @rnrneverdies puedes usar el $interceptor.
¿Que es el $interceptor?
El $httpProvider contiene un array de interceptores, un interceptor es un simple servicio factory que es el encargado de interceptar la peticion, ya sea cuando esta comenzando (Haciendo un Ajax Start), cuando esta devolviendo la respuesta (Ajax Stop) o cuando falla, esto nos sirve para el manejo de errores o procesar algo antes/después del request. una de las formas de crearlo es la siguiente:
Te creas un Service factory (Servicio de fabrica)
app.factory('HttpInterceptor',['$q','$rootScope','$injector',
function($q, $rootScope, $injector) {
return {
'request' : function(config) {
config.headers['X-Auth-Token'] = $rootScope.token;
config.headers['test_Auth-Token'] = $rootScope.token;
config.headers['Cache-Control'] = 'no-cache, no-store, max-age=0, must-revalidate';
// do something on success
return config;
},
'requestError' : function(rejection) {
console.log("Ejecutando el 'requestError' de interceptor <<");
return $q.reject(rejection);
},
'response' : function(response) {
return response;
},
'responseError' : function(rejection) {
if (rejection.status === 401) {
console.log("Response Error 401",
rejection);
}
console.log(">>> Falle <<");
return $q.reject(rejection);
}
}}]);
Nota:
Los metodos que vez en la parte de arriba como lo son 'request', 'responseError' entre otros es la forma de como Angular captura que esta haciendo la request (petición) o que esta dando error. Como podras ver solo hay esos 4 métodos según la documentacion.
¿Cómo invoco mi interceptor?
Solo necesitas en un app.js o donde este tu modulo crear el config de angular y llamar al $httpProvider.interceptors asi:
app.config(['$routeProvider','$locationProvider','$httpProvider',
function($routeProvider, $locationProvider, $httpProvider) {
$httpProvider.interceptors.push('sacgHttpInterceptor');
//Codigo demo no completo faltan los tags de cierre
A: Como ya te comentaron, se realiza con Interceptores
Casi todos los utilizamos para lo mismo, ejemplo para poder ubicar el codigo de las acciones a realizar en cada petición/request de ajax (sea para autenticar - ejemplo con JWT, bloquear la ui con elementos de cargando, etc)
Coloco otro ejemplo, organizando en módulos
Por ejemplo si tenemos modularizada nuestra app en varios archivos (por mas que se pueda en el mismo archivo varios módulos)
miApp.js
(function(ng) {
var miApp = ng.module('miApp', [
'ui.bootstrap',
'miApp.modulos'
]);
//...
miApp.config(['$httpProvider', function ($httpProvider) {
$httpProvider.interceptors.push('miApp.factory.authInterceptor');
$httpProvider.interceptors.push('miApp.factory.messageInterceptor');
$httpProvider.interceptors.push('miApp.factory.loadingInterceptor');
//...
}]);
//...
})(angular)
Como veras, se pueden agregar interceptors es un array de servicios
Se tendria que tener un archivo previamente cargando con
loadingInterceptor.factory.miApp.js
(function (ng, dn) {
var miApp = ng.module('miApp');
miApp.factory('miApp.factory.loadingInterceptor', [
'$q',
loadingInterceptorFactory
]);
function loadingInterceptorFactory($q) {
var service = {
request: request,
requestError: requestError,
response: response,
responseError: responseError
};
return service;
function request(config) {
//acciones al solicitar la peticion
return config;
}
function requestError(rejection) {
//acciones para cuando arroja un error la peticion
return $q.reject(rejection);
}
function response(response) {
//acciones para cuando se recibe la respuesta
return response;
}
function responseError(rejection) {
//acciones para cuando la respuesta arroja un error
return $q.reject(rejection);
}
}
})(angular, miApp)
Me parece que queda un poco mas "legible" el código, y puedes ir separando las Fabricas de Servicio para interceptar, modularizando tu app AngularJS
Enlaces que te pueden servir de ayuda o guia
*Modulos en AngularJS
*Interceptores Http | {
"simhash": 10338360680000000000
} | {
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"avg_line_length": 45.85,
"char_rep_ratio": 0.1698525396,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8157789707,
"max_line_length": 537,
"num_words": 1394,
"perplexity": 2169,
"special_char_ratio": 0.3531443112,
"text_len": 5502,
"word_rep_ratio": 0.0462093863
} | 9,550,712,876,209,689,000 |
Q: ¿Cómo crear una cadena de texto con separadores eficientemente? Esta pregunta es para compartir un truco muy simple que aprendí en StackOverflow y que ha servido para limpiar miles de casos en mi codigo.
NOTA: no es una traducción, es simplemente una transmisión de conocimiento que creo necesaria e interesante y creada originalmente por mi para SO en Castellano.
Todos hemos montado una cadena de texto a mano insertando los separadores, por ejemplo:
*Caracteristicas de un elemento (coche) separadas por coma ,
ABS, ESP, EE, CC
*Listado para imprimir con saltos de linea \n
producto1 2,23\n
producto2 3,23\n
producto33 5,31\n
Y nos hemos encontrado con uno de los siguientes problemas:
*insertar una comparativa a cada iteracion:
JAVA
// bucle que inserta valor v en variable x
if ("".equals(x)) x = v;
else x = "," + v;
JAVASCRIPT
// bucle que inserta valor v en variable x
if (x == "") x = v;
else x = "," + v;
*si no insertamos esa comparativa para optimizar, igualmente la tenemos que realizar posteriormente para evitar
*ultimo elemento vacio:
1,1,1,1,1,
// ↑ aquí!
*primer elemento vacio
,1,1,1,1,1
//↑ aquí!
PREGUNTA
¿Hay algún patrón para evitar este usual y molesto caso y que cumpla con las siguientes características?
*Transversal (usable en cualquier lenguaje).
*Óptimo (evitar funciones/metodos costosos, comparaciones o iteraciones extras)
*Legible
A: Realmente hay un truco muy sencillo y eficaz que hace que las cadenas creadas de esta manera se monten perfectamente optimizando al maximo el codigo:
*Crear una variable SEPARADOR vacia al principio y que asignas al final de cada iteracion:
JAVA SIN USAR LA TECNICA
final String SEPARADOR = ",";
StringBuilder cadena = new StringBuilder("");
for (String s : listaDeStrings) {
if (cadena.equals("")) {
cadena.append(s);
} else {
cadena.append(SEPARADOR);
cadena.append(s);
}
}
JAVA
String SEPARADOR = "";
StringBuilder cadena= new StringBuilder();
for (String s : listaDeStrings) {
cadena.append(SEPARADOR);
cadena.append(s);
SEPARADOR = ",";
}
JAVASCRIPT/JQUERY SIN USAR LA TECNICA
var separador = ",";
var cadena= "";
$('.datos').each(function(index, value) {
if (cadena === "") {
cadena += separador + value.value;
} else {
cadena += separador + value.value;
separador = ",";
}
});
JAVASCRIPT/JQUERY
var separador = "";
var cadena = "";
$('.datos').each(function(index, value) {
cadena += separador + value.value;
separador = ",";
});
Ahi queda para quien quiera usarlo.
*Mejora mucho visualmente la claridad y legibilidad
*Mejora enormemente el rendimiento
*Facilita la integridad de datos.
A: Esta es otra forma de encararlo.
En casos donde se trabaja con items, y se los va agregando, lo ideal es usar un array.
Y a partir de ahí:
*
*array.push() agrega un elemento en el array
*array.join() concatena todos los elementos con un separador
Código
var separador = ',';
var items = []; //array vacío
for (var i = 0; i < 10; i++) {
// agrega 1 elemento al array
items.push(i);
}
//concatena con separador
var arrayManual = items.join(separador)
// mostrar el resultado
resultado.innerText = arrayManual;
<pre id="resultado"></pre>
A: No existe ningún método óptimo que sirva para todos los lenguajes. Incluso dentro del mismo lenguaje, el método óptimo puede variar dependiendo de la estructura de datos donde estén los datos a concatenar.
Para el 99% de los programas, que el código sea legible es más importante que optimizarlo. Hazlo legible primero, y optimiza después sólo si compruebas que es necesario.
*Si el lenguaje tiene alguna función que haga esto, utilízala. Es lo más legible y normalmente lo más óptimo. Por ejemplo, en javascript usa Array.join si los datos están en un array.
*Si no, simplemente hazlo legible y no te preocupes por ahora de optimizarlo. Un if en el bucle es legible, una variable al principio vacía que se actualiza en el bucle como propone Jordi Castilla en su respuesta también. Preferir un método u otro depende de cada programador.
Si después de implementarlo compruebas que necesitas mejorar el rendimiento, una posible opción, si la forma de recorrer los datos lo permite, es sacar la primera iteración fuera del bucle. Por ejemplo:
List<String> listaConDatos = obtenerDatos();
StringBuffer resultado = new StringBuffer();
String separador = ",";
Iterator<String> it = listaConDatos.iterator();
if (it.hasNext()) {
resultado.append(it.next());
while (it.hasNext()) {
resultado.append(separador);
resultado.append(it.next());
}
}
El problema es que esto es claramente menos legible, y no todas las formas de recorrer los datos permiten hacerlo.
A: Las otras respuestas comparan con una cadena vacía. No entiendo si eso es parte de la definición del problema. Si no lo es, lo siguiente es mi solución.
Suelo usar una variable boolean. Algo como:
boolean primerElemento = false;
for (/* ... */) {
if (primerElemento) {
primerElemento = false;
} else {
buffer.append(",");
}
buffer.append(siguenteElemento);
}
A: Demasiadas vueltas. Lo menos costoso es hacer trim de la coma al final.
Eso es todo, entre mas grande el monto de datos cualquier validación 1 a 1 se vuelve demasiado costosa, y es precisamente en ese caso cuando se necesita que sea optimo.
Borra la coma del final. Una única operación una única vez por fila. FiN
Ahora ese es el menor de los problemas algunos de los demos java y js que te han mostrado la ineficiencia es la regla... Puedes hacer cosas mucho mas óptimas con C# o C, C++... Pero bueno pediste algo agnóstico. Ahí lo tienes .
A: En JAVA 8 lo podemos hacer tal que así:
public static void main(String[] args) {
String[] array = {"Hola", "David"};
System.out.println(concat(array));
}
public static String concat(String... strs) {
StringJoiner joiner = new StringJoiner(", ");
for (String str : strs) {
joiner.add(str);
}
return joiner.toString();
}
El resultado será: Hola, David
Fijarse que el resultado no incluye ninguna ', ' detrás de David. | {
"simhash": 17636716000000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7195003245,
"avg_line_length": 30.3645320197,
"char_rep_ratio": 0.0495532088,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8902964592,
"max_line_length": 276,
"num_words": 1911,
"perplexity": 2392.9,
"special_char_ratio": 0.2856911097,
"text_len": 6164,
"word_rep_ratio": 0.0483701367
} | 17,718,868,751,339,866,000 |
Q: Mostrar ordenados alfabéticamente los objetos en el admin de Django En mi proyecto de Django he creado una app llamada Deportes (agregada en el settings.py). Al entrar en el administrador de Django en la zona de Deportes se muestran listados los deportes agregados. Esta lista me gustaría que se mostrase ordenada alfabéticamente.
El código que uso dentro de models.py es sencillísimo:
def __unicode__(self):
return self.nombre_deporte_es
A: Una opción es, si quisieras que el orden aplique a nivel del sitema y para todos los casos, tienes que definir este orden en el Meta de tu modelo, específicamente la opción ordering:
# models.py
class Deportes(models.Model):
# Tus columnas
def __unicode__(self):
return self.nombre_deporte_es
class Meta:
ordering = ['nombre_deporte_es']
La forma anterior aplicaría para orden por nombre ascendente. Para orden descendente puedes usar:
# models.py
class Deportes(models.Model):
# Tus columnas
def __unicode__(self):
return self.nombre_deporte_es
class Meta:
ordering = ['-nombre_deporte_es'] # Nota el guión
De no ser el caso que quieras que este orden aplica a nivel de todo el sistema y solo quieres que aplique para tu admin, tendrías que hacer algunos cambios en tu admin.py y editar la función get_queryset:
# admin.py
from django.contrib import admin
from tuapp.models import Deportes
class DeportesAdmin(admin.ModelAdmin):
def get_queryset(self, request):
queryset = Deportes.objects.all().order_by('nombre_deporte_es')
return queryset
admin.site.register(Deportes, DeportesAdmin) | {
"simhash": 1735626131000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7423312883,
"avg_line_length": 38.8095238095,
"char_rep_ratio": 0.0826650216,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8524997234,
"max_line_length": 333,
"num_words": 454,
"perplexity": 3044.9,
"special_char_ratio": 0.2576687117,
"text_len": 1630,
"word_rep_ratio": 0.1460674157
} | 9,398,354,983,994,995,000 |
Q: Diferenciar tipos de elementos HTML en JavaScript o jQuery Tengo una serie de labels en mi vista JSP. Cada label muestra una unidad de medida y en caso de querer editarla se reemplaza via javascript por un input via boton.
NOTA: tanto las labels como los input son elementos con class="CCC_UNIDAD" para iterarlos posteriormente. El html resultante simplificado quedaria algo asi:
<label class="CCC_UNIDAD">%</label>
<input class="CCC_UNIDAD">
<input class="CCC_UNIDAD" value="$">
<label class="CCC_UNIDAD">€</label>
$.each($(".CCC_UNIDAD"), function (index, value) {
var valor = value.textContent === undefined
? (value.value === undefined ? "" : value.value)
: value.textContent;
alert("VALOR = " + valor);
});
Como véis, en el snippet, intento coger el valor de la label (value.textContent), si no lo tiene busco el valor del input value.value pero no esta funcionando correctamente.
¿Cómo puedo diferenciar que tipo de elemento es la variable value para así coger el atributo correspondiente a cada tipo?
A: En primer lugar como menciona @rnrneverdies el HTML no está bien formado. Las etiquetas input no llevan tag de cierre sino que son autocerradas.
La forma correcta debe ser:
<label class="CCC_UNIDAD">%</label>
<input class="CCC_UNIDAD" value=""/>
<input class="CCC_UNIDAD" value="$" />
<label class="CCC_UNIDAD">€</label>
Luego para obtener el valor o el texto puedes usar el operador ||
$(".CCC_UNIDAD").each(function(){
alert("VALOR = " + ($(this).val() || $(this).text()));
});
Finalmente en tu caso todo quedaría como el sgte snippet
$("button").click(function(){
$(".CCC_UNIDAD").each(function(){
alert("VALOR = " + ($(this).val() || $(this).text()));
});
});
<script src=""></script>
<label class="CCC_UNIDAD">%</label>
<input class="CCC_UNIDAD" value=""/>
<input class="CCC_UNIDAD" value="$" />
<label class="CCC_UNIDAD">€</label>
<button>Hazme clic me para probar</button>
A: Puedes utilizar la propiedad nodeName, aquí te dejo un ejemplo.
(deberás abrir la consola F12 para ver los resultados)
nota: el elemento input, en html5, no lleva tag de cierre. Se inicializa como se ve abajo.
$(document).ready(function() {
$.each($(".CCC_UNIDAD"), function(index, value) {
if (value.nodeName === "INPUT") {
console.log(value.value);
}
});
});
<script src=""></script>
<label class="CCC_UNIDAD">Label1</label>
<input class="CCC_UNIDAD" value="v1">
<input class="CCC_UNIDAD" value="v2">
<label class="CCC_UNIDAD">Label2</label>
A: Si quieres saber el tag del objeto puedes hacer esto (con tu código):
var objetos = document.getElementsByClassName('CCC_UNIDAD');
for(index in objetos){
console.log(objetos[index].tagName);
}
El .tagName te dice si es 'DIV', 'INPUT', 'TABLE', etc ... | {
"simhash": 10062166390000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.678659612,
"avg_line_length": 37.3026315789,
"char_rep_ratio": 0.1627742392,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7506830096,
"max_line_length": 225,
"num_words": 771,
"perplexity": 4511.8,
"special_char_ratio": 0.3238095238,
"text_len": 2835,
"word_rep_ratio": 0.1377952756
} | 11,467,674,510,979,290,000 |
Q: Función que devuelve la fecha para el primer día del mes MySQL dispone de la funcción LAST_DAY(date) que devuelve la fecha para el último día del mes:
SELECT LAST_DAY(fecha) AS ultimo_dia
FROM table
¿Cómo puedo obtener la fecha para el primer día del mes?
A: Se me ocurren estas dos alternativas:
SELECT fecha - INTERVAL DAYOFMONTH(fecha) - 1 DAY;
SELECT SUBDATE(fecha, DAYOFMONTH(fecha) - 1);
Ambas involucran sólo 2 llamados a funciones. Seguro diferirán en eficiencia en base a si el INTERVAL se calcula más rápidamente que el SUBDATE.
A: Al parecer no hay una función que devuelva el primer día del mes, deberías crearla, y es más o menos así:
DELIMITER ;;
CREATE FUNCTION FIRST_DAY(day DATE)
RETURNS DATE DETERMINISTIC
BEGIN
RETURN ADDDATE(LAST_DAY(SUBDATE(day, INTERVAL 1 MONTH)), 1);
END;;
DELIMITER ;
y lo utilizarías de esta manera
SELECT FIRST_DAY('2010-06-15');
fuente
A: Primer dia del mes
select now() - interval (day(now())-1) day
Primer dia del mes siguiente : es simplemente el último día + 1
select adddate(last_day(curdate()), 1)
Fuente: extraido de StacOverFlow disponible en
A: Una opción rápida: crea una nueva fecha concatenando el año y mes de la fecha, y especifica un 1 para el día. El código sería así:
SELECT DATE(CONCAT_WS('-', YEAR(fecha), MONTH(fecha), '1')) AS primer_dia
FROM mitabla
Podrías guardar ese código en una función:
CREATE FUNCTION FIRST_DAY(fecha DATE)
RETURNS DATE
RETURN DATE(CONCAT_WS('-', YEAR(fecha), MONTH(fecha), '1'))
Y llamar a la función directamente desde el SELECT:
SELECT fecha, FIRST_DAY(fecha)
FROM mitabla
A: Probando en mi BD, creo que esto podría funcionar aplicada a una tabla:
SELECT
LAST_DAY(fecha_creacion - INTERVAL 1 MONTH) + INTERVAL 1 DAY
FROM
tabla;
Actualización:
Al parecer solo funciona bien si le pasas un registro específico:
SELECT
LAST_DAY(fecha_creacion - INTERVAL 1 MONTH) + INTERVAL 1 DAY
FROM
tabla
WHERE
campo_id=id;
Si quisieras saber, por ejemplo, de una tabla el primer día del mes con respecto a todos los registros, podrías agregar MAX al query:
SELECT
LAST_DAY(MAX(fecha_creacion) - INTERVAL 1 MONTH) + INTERVAL 1 DAY
FROM
tabla;
A: simplemente impleméntalo de esta manera:
SELECT DATE_FORMAT(fecha, '%Y-%m-01') as primer_dia
FROM table
sin tener necesidad de funciones adicionales.
A: Encontre una solución gracias a las guias arriba mencionadas y logre obtener el primer día del mes de la siguiente forma:
(CURRENT_DATE - INTERVAL DAYOFMONTH(CURRENT_DATE)-1 DAY))
Con esto lo que hace es que obtiene la fecha omitiendo la hora, ahora bien si lo que quieres es la fecha y hora pues reemplaza CURRENT_DATE por NOW().
CURRENT_DATE devuelve 2017-09-01, mientras NOW() 02:10:39
Un ejemplo de query para que sirva de guia:
SELECT saldoInicial FROM ventas WHERE fecha = (CURRENT_DATE - INTERVAL DAYOFMONTH(CURRENT_DATE)-1 DAY))
En si es más ordenado ya que te devuelve el tipo DATE.
A: Hay una forma muy portable que me funciona....
SELECT DATE_FORMAT(now(), '%Y-%m-01');
Respuesta: 2019-08-01 | {
"simhash": 2152486542000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7485303723,
"avg_line_length": 33.2826086957,
"char_rep_ratio": 0.0789387488,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9189258814,
"max_line_length": 153,
"num_words": 1067,
"perplexity": 2173.5,
"special_char_ratio": 0.2687785761,
"text_len": 3062,
"word_rep_ratio": 0.1238185255
} | 5,823,401,894,254,025,000 |
Q: org.hibernate.MappingException: Named query not known Al invocar una consulta con nombre especifica el sistema lanza la excepción: org.hibernate.MappingException: Named query not known. Le he dado varias vueltas pero no consigo encontrar donde está el problema.
Consumo.java
@Entity
@Table( name = "consumo" )
@NamedQueries( {
@NamedQuery(
name = "Consumo.findConsumoPasoHistorico",
query = "SELECT c FROM Consumo c WHERE c.fecha < :fechaTope ORDER BY c.fecha, c.id" )
} )
public class Consumo implements Serializable {
@Id
@Basic( optional = false )
@Column( name = "id" )
@GeneratedValue( strategy = GenerationType.IDENTITY )
private Long id;
@Temporal( TemporalType.TIMESTAMP )
@Column( name = "fecha" )
private Date fecha;
@Column( name = "valor" )
private double valor;
@Temporal( TemporalType.TIMESTAMP )
@Column( name = "created" )
private Date created;
@Temporal( TemporalType.TIMESTAMP )
@Column( name = "updated" )
private Date updated;
//Getters y setters
}
El método desde el que invoco la función:
public List<Consumo> findConsumoPasoHistorico(Date fechaTope) {
Query query = getSession().getNamedQuery("Consumo.findConsumoPasoHistorico");
query.setParameter("fechaTope", fechaTope);
return query.list();
}
Me he cerciorado de que el fichero de configuración hibernate.cfg.xml contenga la referencia para mapear la clase Consumo:
<mapping class="es.kestrel.monitorizador.modelo.Consumo"/>
A: Trata cambiando la parte señalada, ya que no necesitas indicar la clase:
public List<Consumo> findConsumoPasoHistorico(Date fechaTope) {
//Query query = getSession().getNamedQuery("Consumo.findConsumoPasoHistorico");
Query query = getSession().getNamedQuery("findConsumoPasoHistorico");
query.setParameter("fechaTope", fechaTope);
return query.list();
}
A: Yo normalmente las llamo mediante el método createNamedQuery del Entity Manager.
Query query = em.createNamedQuery("Consumo.findConsumoPasoHistorico", Consumo.class);
List resultados = query.getResultList();
Para más información puedes consultar . | {
"simhash": 11608251690000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7281553398,
"avg_line_length": 36.05,
"char_rep_ratio": 0.10909935,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.4164606631,
"max_line_length": 265,
"num_words": 632,
"perplexity": 2972.8,
"special_char_ratio": 0.2718446602,
"text_len": 2163,
"word_rep_ratio": 0.2311396469
} | 11,322,155,465,411,854,000 |
Q: ¿Cómo manipular la selección de texto de un input field en YouTube? Uso un Userscript para cambiar ciertas funcionalidades de YouTube y estoy intentando bloquear el "select all" en el text field del enlace para compartir, allí donde pone la dirección del vídeo:
el motivo es que no necesito el https:// y hago ese copiar/pegar a menudo
El text field solo aparece en el DOM después de pinchar al botón Share. He conseguido quitar la propiedad focus con el script abajo, pero el "select all" sigue activo:
// Botón "Share"
$('button[data-trigger-for="action-panel-share"]').on('click', function() {
window.setTimeout (function(){
// Input field con la URL - no hay onclick, pero por si acaso
$("input[name=share_url]").prop('onclick',null).prop('focus',null);
},300);
});
He intentado buscar por share_url en el Depurador JavaScript de Firefox pero no he encontrado la propiedad que tengo que quitar para conseguir el comportamiento deseado...
Cómo solución alternativa, acabo de intentar sustituir el contenido del input, pero automáticamente vuelve a su valor original (!!!).
var nueva_url = $("input[name=share_url]").val();
nueva_url = nueva_url.replace('https://','');
$("input[name=share_url]").val(nueva_url);
PS: La página de YT no viene con jQuery por defecto, pero para hacer pruebas es posible inyectarlo a través de la consola usando el siguiente script:
var head = document.getElementsByTagName("head")[0];
var script = document.createElement("script");
script.src = "//";
head.appendChild(script);
A: Puedes contrarrestarlo con un off.
$(document).ready(function() {
$("").focus(function() {
$(this).select();
});
$("#unbinder").click(function() {
$("").off();
});
});
<script src=""></script>
<input value="hola mundo!" />
<button id="unbinder">click para quitar el select all</button>
A:
Nota: Sé que esta respuesta no se corresponde de manera directa a tu pregunta, pero sí es una alternativa que logra el objetivo deseado especificado en los comentarios: "cómo copiar una versión modificada de la URL de la caja de texto".
Podrías automatizar ese proceso sin necesidad de preocuparte por los eventos de la caja de texto que contiene la URL (e incluso sin preocuparte por el campo porque la URL corta también se puede encontrar en una etiqueta link con rel="shortlink").
Aparte de la opción de usar un prompt que mencionas en el comentario, también podrías utilizar la API del portapapeles (clipboard) de JavaScript si usas un navegador moderno (Chrome 42+, IE10+, Firefox 41+, Opera 29+, pero no Safari) cómo se especifica en esta otra pregunta.
El código en jQuery sería sencillo:
$("button[data-trigger-for='action-panel-share']").on("click", function() {
var $temp = $("<input>")
$("body").append($temp);
$temp.val($("link[rel='shortlink']").attr("href").replace("https://", "")).select();
document.execCommand("copy");
$temp.remove();
});
O alternativamente sin jQuery:
var s = document.querySelector("button[data-trigger-for='action-panel-share']");
s.onclick = function() {
var aux = document.createElement("input");
aux.setAttribute("value", document.querySelector("link[rel='shortlink']").href.replace("https://", ""));
document.body.appendChild(aux);
aux.select();
document.execCommand("copy");
document.body.removeChild(aux);
}
Ahora, ya no tienes que preocuparte por los diferentes eventos asociados a la caja de texto, y consigues el mismo objetivo con solo un click. | {
"simhash": 14026895990000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7211428571,
"avg_line_length": 51.4705882353,
"char_rep_ratio": 0.0532798625,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8076162934,
"max_line_length": 275,
"num_words": 974,
"perplexity": 3214.7,
"special_char_ratio": 0.2822857143,
"text_len": 3500,
"word_rep_ratio": 0.0155440415
} | 17,342,007,289,008,849,000 |
Q: ¿Cómo convertir un array JSON en un java.util.List utilizando Gson?
Tengo un JsonObject llamado "datos" con el siguiente contenido:
{
"cliente": "127.0.0.1",
"servidores": [
"8.8.8.8",
"8.8.4.4",
"156.154.70.1",
"156.154.71.1"
]
}
Yo sé cómo puedo obtener el array "servidores" con:
mapping.get("datos").getAsJsonArray();
Ahora necesito convertir ese objeto JsonArray en un objeto
java.util.List...
¿Cuál es la forma más fácil de conseguir esto?
Pregunta original: Parsing JSON array into java.util.List with Gson
A: Muy sencillo, sólo se necesita seguir los siguientes pasos.
*
*Crear el objecto Gson:
Gson gson = new Gson();
*Obtener el tipo (Type) de la lista que quieres construir, en este caso List<String[]> (Nótese que la clase Type es una clase estándar de Java localizada en el paquete java.lang.reflect):
Type type = new TypeToken<List<String[]>>() {}.getType();
*Convertir el objeto JsonArray en el objeto List<String> con:
List<String[]> yourList = gson.fromJson(yourJsonArray, type); | {
"simhash": 7076230480000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6994328922,
"avg_line_length": 28.5945945946,
"char_rep_ratio": 0.0753098189,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8390207291,
"max_line_length": 187,
"num_words": 320,
"perplexity": 2740.8,
"special_char_ratio": 0.3308128544,
"text_len": 1058,
"word_rep_ratio": 0
} | 1,533,816,249,679,972,000 |
Q: Verilog: Sumador completo genérico (n operandos y precisión genérica) Intento diseñar un sumador completo de n operandos de entrada, cada uno con precisión bitDepth, he escrito el siguiente módulo en Verilog:
module nInputAdder
#(parameter n = 2,
parameter bitDepth = 1)
(input [n * bitDepth - 1:0] IN,
output reg [bitDepth - 1:0] OUT,
output reg C);
integer i;
reg [bitDepth - 1:0] SUM;
reg Ci;
always @(*) begin
SUM = {(bitDepth){1'b0}}; //Inicialmente cero
Ci = 1'b0;
for (i = 1; i <= n; i = i + 1)
{Ci, SUM} = SUM + IN[bitDepth*i - 1:bitDepth*(i-1)] + Ci;
OUT = SUM;
C = Ci;
end
endmodule //nInputAdder
Sin embargo, este código no funciona. El compilador, cuando se instancia el módulo en un testBench, arroja cuatro errores del tipo Part select expressions must be constant en la línea de actualización de suma:
InputAdder.v:29: error: Part select expressions must be constant.
nInputAdder.v:29: : This lsb expression violates the rule: (bitDepth)*((i)-('sd1))
nInputAdder.v:29: error: Part select expressions must be constant.
nInputAdder.v:29: : This msb expression violates the rule: ((bitDepth)*(i))-('sd1)
nInputAdder.v:29: error: Part select expressions must be constant.
nInputAdder.v:29: : This lsb expression violates the rule: (bitDepth)*((i)-('sd1))
nInputAdder.v:29: error: Part select expressions must be constant.
nInputAdder.v:29: : This msb expression violates the rule: ((bitDepth)*(i))-('sd1)
Actualmente estoy aprendiendo Verilog y tengo ciertas dudas con lo que se debe hacer al diseñar este módulo o similares:
*¿Qué puedo hacer para solucionar el error? ¿Qué está indicando el error? (Agradecería una buena explicación)
*¿Hay una manera adecuada para describir módulos genéricos de n entradas, sin tener que usar una única entrada que abarque todos los bits necesitados?
*¿Es correcto intentar hacer la suma de las n entradas en un for como el utilizado?
Acá los módulos de prueba:
module testBench;
parameter n = 4;
parameter bitDepth = 4;
wire [n * bitDepth - 1:0] IN = 0;
wire [bitDepth - 1:0] OUT;
wire C;
// Conectar modulos
nInputAdder#(n, bitDepth) adder(IN, OUT, C);
test#(n, bitDepth) testAdder(IN, OUT, C);
endmodule //testBench
module test
#(parameter n = 2,
parameter bitDepth = 1)
(output reg [n * bitDepth - 1:0] IN = 0,
input [bitDepth - 1:0] OUT,
input C);
initial begin
$dumpfile("test.vcd");
$dumpvars(0,test);
#200 $finish;
end
always #10 IN = IN - bitDepth/2;
endmodule //test
Para compilar el testBench uso el siguiente script de Bash:
#!/bin/bash
rm testBench test.vcd
iverilog -o testBench nInputAdder.v
./testBench
gtkwave test.vcd
Software necesario: iVerilog y GTKWave para visualizar las trazas generadas, si la compilación es exitosa. | {
"simhash": 9642236947000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6796050392,
"avg_line_length": 35.8170731707,
"char_rep_ratio": 0.099726776,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.5609083772,
"max_line_length": 211,
"num_words": 850,
"perplexity": 2778,
"special_char_ratio": 0.3398025196,
"text_len": 2937,
"word_rep_ratio": 0.1843043995
} | 4,540,208,254,823,422,500 |
Q: Diferencias entre x++ y ++x En el código veo muchas veces x++ en bucles, pero alguna vez me encuentro ++x.
¿Hay alguna diferencia entre estas dos expresiones?
A: POST INCREMENTO:
x++, El valor de la expresión es el valor de la variable antes que
el nuevo valor sea almacenado.
Ejemplo:
int x = 1;
System.out.println(x++); // imprime 1.
System.out.println(x); // imprime 2.
PRE INCREMENTO:
++x, El valor de la expresión es el valor de la variable después que el nuevo valor es almacenado.
Ejemplo:
int x = 1;
System.out.println(++x); // imprime 2.
System.out.println(x); // imprime 2.
Similar para x-- y --x
Ejemplos:
int x = 1;
System.out.println(x--); // imprime 1.
System.out.println(x); // imprime 0.
int x = 1;
System.out.println(--x); // imprime 0.
System.out.println(x); // imprime 0.
Más información:
*Operadores de Incremento y Decremento ( inglés )
*15.14.2:Operador de Incremento Postfijo ++.
*15.15.1. Operador de Incremento Prefijo ++.
A:
En el codigo veo muchas veces x++ en loops, pero alguna vez me encuentro ++x.
Si te refieres a construcciones de este tipo:
public static void main(String[] args) {
for (int i = 0; i < 10; ++i) {
System.out.println(i);
}
for (int i = 0; i < 10; i++) {
System.out.println(i);
}
}
... entonces no hay diferencia. Si vemos el bytecode:
public static void main(java.lang.String[]);
Code:
0: iconst_0
1: istore_1
2: iload_1
3: bipush 10
5: if_icmpge 21
8: getstatic #2 // Field java/lang/System.;
11: iload_1
12: invokevirtual #3 // Method java/io/PrintStream.println:(I)V
15: iinc 1, 1
18: goto 2
21: iconst_0
22: istore_1
23: iload_1
24: bipush 10
26: if_icmpge 42
29: getstatic #2 // Field java/lang/System.;
32: iload_1
33: invokevirtual #3 // Method java/io/PrintStream.println:(I)V
36: iinc 1, 1
39: goto 23
42: return
En ambos casos, justo después de invocar el println ( invokevirtual #3 ), se incrementa la variable 1 (en el código es i para ambos casos) en 1. Véase el iinc 1, 1 antes del goto.
No obstante, si te refieres a algo como esto:
public static void main(String[] args) {
for (int i = 0; i < 10;) {
System.out.println(i++);
}
for (int i = 0; i < 10;) {
System.out.println(++i);
}
}
... entonces sí hay diferencia. Revisando el bytecode:
public static void main(java.lang.String[]);
Code:
0: iconst_0
1: istore_1
2: iload_1
3: bipush 10
5: if_icmpge 21
8: getstatic #2 // Field java/lang/System.;
11: iload_1
12: iinc 1, 1
15: invokevirtual #3 // Method java/io/PrintStream.println:(I)V
18: goto 2
21: iconst_0
22: istore_1
23: iload_1
24: bipush 10
26: if_icmpge 42
29: getstatic #2 // Field java/lang/System.;
32: iinc 1, 1
35: iload_1
36: invokevirtual #3 // Method java/io/PrintStream.println:(I)V
39: goto 23
42: return
En el primer caso, primero se carga el valor de la variable 1 (i) para ser usado en el println. Véase el iload_1. Después se incrementa esta variable en 1. Véase el iinc 1, 1.
En el segundo caso, primero se incrementa el valor de la variable 1 (i) en 1, Véase el iinc 1, 1. Luego se carga el valor de la variable 1 (i) para ser usado en el println. Véase el iload_1.
A: La diferencia no está en que el incremento se ejecute antes o después de evaluar la expresión sino en el valor de retorno de las dos expresiones.
Según la especificación oficial de Java en la sección: 15.14.2. Postfix Increment Operator ++ y 15.15.1. Prefix Increment Operator ++
15.14.2. Postfix Increment Operator ++
...The value of the postfix increment expression is the value of the variable before the new value is stored.
Traducción
15.14.2. Operador de Incremento Postfijo ++
El valor de la expresión de incremento postfijo es el valor de la variable antes que el nuevo valor sea almacenado.
Igualmente
15.15.1. Prefix Increment Operator ++
The value of the prefix increment expression is the value of the variable after the new value is stored.
Traducción
15.15.1. Operador de Incremento Prefijo ++
El valor de la expresión de incremento prefijo es el valor de la variable después que el nuevo valor es almacenado.
Ambas incrementan la variable x en 1. La diferencia es que la expresión ++x devuelve el valor de la variable incrementada en cambio la expresión x++ devuelve el valor original de variable antes de ser incrementada.
Es decir:
int x = 5;
System.out.println(++x); // Imprime 6, x vale 6: El resultado de la expresión ++x es 6 y se imprime 6
System.out.println(x); // Imprime 6, x vale 6: x ya se incrementó por lo que devuelve 6
Mientras que:
int x = 5;
System.out.println(x++); // Imprime 5, x vale 6. La variable x ya es 6 pero el resultado de la expresión es 5 por lo que se imprime 5
System.out.println(x); // Imprime 6, x vale 6: x ya se incrementó por lo que devuelve 6
A: Sé que la pregunta está taggeada en Java, y desconozco la implementación en este lenguaje (aunque supongo que será similar), pero en C#, aunque lo normal e intuitivo es decir que "uno devuelve el valor antes de incrementar, y el otro después", y eso más o menos da el significado básico... la realidad es que la implementación no es así, y tiene una secuencia de eventos muy concreta.
Esto no es un problema si lo usamos sólo: x++; no trae ningún problema y la explicación simple es válida... pero si nos metemos en multihilos, y operaciones largas con diferentes precedencias de operadores, la cosa cambia.
Como digo, desconozco cómo lo hace Java, pero en C#, la secuencia de cada comando está perfectamente definida (e imagino que en Java será similar):
Para el tipo de prefijo (++x), la secuencia es:
*
*Se evalua x para producir la variable
*El valor de la variable se copia a un espacio temporal
*La variable temporal se incrementa y produce un nuevo valor (que no sobreescribe al temporal)
*El nuevo valor se guarda en la variable
*Se devuelve el nuevo valor (no la variable)
Para el tipo sufijo (x++), la secuencia es:
*
*Se evalua x para producir la variable
*El valor de la variable se copia a un espacio temporal
*La variable temporal se incrementa y produce un nuevo valor (que no sobreescribe al temporal)
*El nuevo valor se guarda en la variable
*Se devuelve el valor de la copia temporal
Por tanto, la secuencia de eventos ocurre en ambos casos en el mismo orden, y no cambia ni la evaluación ni el incremento de la variable, lo único que cambia es el valor que se devuelve. Sólo hay diferencia en el paso 5.
En C# usando extensiones de métodos, esto es muy fácil de probar... en Java no lo tengo tan claro (sólo tengo nociones básicas de Java).
Perdón por haber contestado usando C#, estando la pregunta taggeada como Java, pero como ya digo, sospecho que la implementación debe ser similar, si no igual.
A: Ambas incrementan el valor de la variable en 1. Si las utilizas en una linea donde sea la unica expresion no hay ninguna diferencia, pero si las ejecutas junto con otras hay una variacion importante.
*++x lo hace antes de que se evalue la expresión. Tambien se llama PREINCREMENTO
Ejemplo:
int x = 5;
System.out.println(++x); // escribira 6 porque ejecutará x + 1 ANTES de printar
System.out.println(x); // volverá a escribir 6!!!!
*x++ lo hace posteriormente a que la expresión sea evaluada. También se llama POSTINCREMENTO
Ejemplo:
int x = 5;
System.out.println(x++); // escribirá 5 porque ejecutará x + 1 DESPUÉS de printar
System.out.println(x); // escribirá 6
Este tipo de expresiones tambien es muy habitual al hacer asignaciones de un array cuando realizas un bucle sin contador (por ejemplo for-each) o rellenando varias propiedades de un mismo objeto ahorrando asi una linea de codigo y ganando legibilidad.
arrayALlenar[i++] = elemento;
en vez de
arrayALlenar[i] = elemento;
i++;
A: ++x incrementa la variable antes de ser llamada.
X++ la llama y después la incrementa.
A: Ambos hacen lo mismo salvo que el de postincremento se evalúa al valor de la variable ANTES de que se almacene el valor incrementado y el de preincremento se evalúa al valor de la variable DESPUÉS de que se almacene el valor incrementado.
El pre y post incremento se definen en la Especificación del Lenguaje Java (JLS) en dos apartados de los que reproduzco traducidas las partes que son significativas para esta pregunta (énfasis mío) :
*15.14.2:Operador de Incremento Postfijo ++
(..omitido..)
En tiempo de ejecución, si la evaluación de la expresión se completa abruptamente, entonces la expresión de incremento postfijo se completa abruptamente for la misma razón y no hay incremento. En caso contrario, el valor 1 se añade al valor de la variable y la suma es almacenada en la variable. (...omitido...) El valor de la expresión de incremento postfijo es el valor de la variable antes de que se almacene el nuevo valor.
(..omitido..)
*15.15.1. Operador de Incremento Prefijo ++
(..omitido..)
En tiempo de ejecución, si la evaluación de la expresión se completa abruptamente, entonces la expresión de decremento prefijo se completa abruptamente for la misma razón y no hay incremento. En caso contrario, el valor 1 se añade al valor de la variable y la suma es almacenada en la variable. (...omitido...) El valor de la expresión de incremento postfijo es el valor de la variable después de que el nuevo valor sea almacenado.
(..omitido..)
Obsérvese que es todo igual, salvo el valor con que se evalúa la expresión, que es el que tenía la variable antes de que se almacenase el nuevo valor incrementado para el incremento postfijo y es el valor que tiene la variable después de que sea incrementado para el incremento prefijo.
Todo esto no tiene ninguna importancia en código como el siguiente :
for ( int n=1; n<10; ++n)
for ( int n=1; n<10; n++)
En ese código, para un mismo valor de n, las expresiones ++n y n++ se evalúan a valores distintos, pero esto es irrelevante puesto que este valor no es utilizado y lo único que tiene efecto significativo es el hecho de que la variable se incremente en 1, que sucede en ambos casos. Ambos bucles se ejecutarán el mismo número de iteraciones.
Pero sí es importante en código como el siguiente :
int a; int b;
a = 3;
b = a++;
System.out.println( "a="+a + " b=" + b);
a = 3;
b = ++a;
System.out.println( "a="+a + " b=" + b);
Donde la salida es :
a=4 b=3
a=4 b=4
En la expresión b = a++ se evalúa la variable a (que vale 3), se añade 1 a este valor y el resultado de la suma (4) se almacena en la variable a. El resultado de la expresión a++ es el valor que tiene la variable a antes de que se le almacene el nuevo valor (que era 3), con lo que el resultado de la expresión a++ es 3. Y esto, 3, es lo que se almacena en b.
En la expresión b = ++a se evalúa la variable a (que vale 3), se añade 1 a este valor y el resultado de la suma (4) se almacena en la variable a. El resultado de la expresión ++a es el valor que tiene la variable a después de que se le almacene el nuevo valor (que es 4), con lo que el resultado de la expresión ++a es 4. Y esto, 4, es lo que se almacena en b.
Siguiendo estríctamente esta forma de evaluar el incremento pre y postfijo podemos evaluar corréctamente cualquier expresión en que estén involucrados. Por ejemplo :
int a; int b;
a = 3;
b = ++a + a++;
System.out.println( "a="+a + " b=" + b);
a = 3;
b = a++ + a++;
System.out.println( "a="+a + " b=" + b);
En la primera expresión b acaba valiendo 8 porque el primer ++a se evalúa a 4 (el valor tras almacenar el incremento) y para cuando se ejecuta el segundo a++ la variable a ya contiene 4, se incrementa a 5 pero el valor de la expresión a++ es el de la variable antes de incrementarse, con lo que se evalúa a 4. Y 4+4=8.
En la segunda expresión b acaba valiendo 7 porque el primer a++ se evalua a 3 (el valor antes de almacenar el incremento) y para cuando se ejecuta el segundo a++ la variable a ya contiene 4, se incrementa a 5 pero el valor de la expresión a++ es el de la variable antes de incrementarse con lo que se evalúa a 4. Y 3+4=7.
PERO ES MEJOR NO HACER ESO
Aunque entendamos perféctamente cómo funcionan los operadores de pre y post incremento el utilizarlos en expresiones que no sean triviales solo va a servir para confundir. A ti, a tus cooperadores, a tu coordinador, al que revisa el código, al que tiene que ocuparse del código 5 años después cuando el que lo escribió ya hace tiempo que se fue de la empresa, al gato... | {
"simhash": 771019761500000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7077151335,
"avg_line_length": 47.9625468165,
"char_rep_ratio": 0.1176838321,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9327577353,
"max_line_length": 432,
"num_words": 3855,
"perplexity": 2073.8,
"special_char_ratio": 0.3149305013,
"text_len": 12806,
"word_rep_ratio": 0.3439937598
} | 8,495,269,554,819,818,000 |
Q: ¿Qué significa Violacion de Segmento? Muchas veces uno está programando en C, y se encuentra con el mensaje violación de segmento o segmentation fault, ¿qué significa y por qué se produce?
A: Segmentation fault - violación de segmento.
¿Qué significa?
Es un tipo de error en tiempo de ejecución muy común para los programas de
C/C++.
Cuando se ejecuta el programa y el sistema de informes de su sistema lanza una "violación de segmentación", significa que su programa ha intentado acceder a un área de memoria a la cual no le está permitido el acceso. En otras palabras, se trató de acceder a una parte de la memoria que está más allá de los límites que el sistema operativo (Unix GNU/Linux ect) ha asignado para su programa.
Por qué sucede
Algunas causas comunes de este problema:
*El uso incorrecto de los operadores "&" (dirección/address of) y "*"
(indireccion/dereferencing)
*Cadena de control de formato incorrecto en declaraciones printf o
scanf
Las cadena de control de formato tienen que tener el mismo número de especificadores de conversión (%'s) y de argumentos para ser impresos o leídos, y los especificadores deben coincidir con el tipo de la variable a imprimir o leer. Esto se aplica tanto a fprintf y fscanf como a printf y scanf.
*Olvidarse de usar "&" en los argumentos de scanf (este caso es el que menciona Elenasys)
La función scanf toma como argumentos la cadena de control de formato y las direcciones de las variables en las que se van a colocar los datos que se leen (el operador "&" se utiliza para suministrar la dirección de una variable). Es común que se olvide de usar "&" con cada variable en una llamada a scanf. La omisión de la "&" puede causar una violación de segmentación.
*Acceso a más allá de los límites de una matriz/vector o similar: intentar acceder a subíndices de la matriz con un valor menor que el índice de su elemento más bajo o mayor que el índice de su mayor elemento.
*Error al inicializar un puntero antes de acceder a él: Una variable
"puntero" se debe asignar una dirección válida de la memoria.
int *ip;
std::cout << *ip << std::endl; //usar un puntero no inicializado
*Tratar de acceder a una parte de la memoria de manera inadecuada aún
estando accesible para su programa.
char *str = "string";// static array de caracteres, sin nombre/id
// este array se crea en modo "read-only memory"
// como solo lectura
str[0] = 'n';
*Intentar acceder a un objeto o variable que ha sido borrado de la
memoria, p.ej.:
int *pArrI = new int[9];//solicitamos en el heap
delete[] pArrI; //eliminamos
std::cout << pArrI[1]; //intentamos acceder a una parte inexistente
A: En un sistema Unix con memoria virtual, cada proceso tiene unas regiones de memoria a las que puede acceder. Por ejemplo, en Linux, se pueden ver las Áreas de Memoria Virtual (VMAs) de un proceso leyendo el fichero virtual /proc/<pid>/maps:
$ cat /proc/self/maps
08048000-0804c000 r-xp 00000000 03:04 1553592 /bin/cat
0804c000-0804d000 rw-p 00003000 03:04 1553592 /bin/cat
08d7c000-08d9d000 rw-p 08d7c000 00:00 0 [heap]
b7da2000-b7da3000 rw-p b7da2000 00:00 0
b7da3000-b7eeb000 r-xp 00000000 03:04 2190352 /lib/libc-2.6.1.so
b7eeb000-b7eed000 r--p 00148000 03:04 2190352 /lib/libc-2.6.1.so
b7eed000-b7eee000 rw-p 0014a000 03:04 2190352 /lib/libc-2.6.1.so
b7eee000-b7ef2000 rw-p b7eee000 00:00 0
b7f14000-b7f15000 r-xp b7f14000 00:00 0 [vdso]
b7f15000-b7f31000 r-xp 00000000 03:04 2190353 /lib/ld-2.6.1.so
b7f31000-b7f32000 r--p 0001b000 03:04 2190353 /lib/ld-2.6.1.so
b7f32000-b7f33000 rw-p 0001c000 03:04 2190353 /lib/ld-2.6.1.so
bfa1d000-bfa32000 rw-p bffeb000 00:00 0 [stack]
Como se puede ver, se obtiene una lista de regiones de memoria, con permisos asociados (r - lectura, w - escritura, x - ejecución).
Si un proceso intenta acceder a una zona de memoria que no está en la lista anterior, o se intenta un acceso para el que no se tiene permiso, la MMU (Unidad de Gestión de Memoria) del procesador generará una excepción, el kernel tratará esa excepción, consultando la lista anterior, y finalmente, el kernel enviará una señal SIGSEGV al proceso.
La acción por defecto para SIGSEGV consiste en terminar el proceso generando un volcado de memoria (core dump).
Hay otra señal relacionada, SIGBUS, que corresponde a error de bus. En algunos procesadores se obtendrá SIGBUS si se intenta acceder a una dirección no alineada (por ejemplo, si se intenta acceder a una palabra de 4 bytes situada en una dirección no divisible por 4 bytes). Otra posible causa de SIGBUS sería si una de las regiones corresponde a un dispositivo físico mapeado en memoria, y el acceso a esa dirección física falla.
A: Es un concepto que en forma general sucede cuando:
Determinado programa intenta acceder a una zona de memoria a la cual
no tiene privilegios de acceso.
Buscando una definición en internet se tiene:
Violación de Acceso.
Se define como violación de acceso (violación del segmento o access
violation y segmentation fault en Inglés) al intento fallido de acceso
a información o a programas a los que no se tiene autorización para
ver o modificar. Este mensaje puede ser causado por la configuración
de software, por los programadores o por falla de hardware, siendo los
más comunes los 2 primeros.
Con los sistemas operativos actuales, cada proceso tiene uno o más
segmentos de la memoria del sistema donde puede almacenar y recuperar
la información. Cada proceso puede solicitar más o menos memoria
(según lo necesitado), y la petición será reconocida por el sistema
operativo y comparada con la sección de memoria concedida para el
proceso. Generalmente, el proceso que solicitó la memoria es el único
que puede leerla o modificarla.
Una violación de acceso ocurre cuando un proceso trata de acceder a
una parte de la memoria asignada a otra aplicación, o a una área no
usada de la memoria, no teniendo los permisos para hacerlo.
Normalmente se produce como resultado de un error de programación, por
ejemplo, un puntero descarriado. Otra forma en que podría producirse
un "segmentation fault" es con una memoria dañada físicamente, puesto
que algún programa escribirá en la memoria, luego intentará acceder a
esos datos, pero al tener una falla la memoria, es posible que los
datos se hayan borrado, por ende el programa considerará esa dirección
de memoria como vacía, o sea no usada, con lo que arrojará el error.
Un ejemplo común de como se puede producir, suponiendo en el siguiente programa omitimos & :
#include <stdio.h>
int main ()
{
int i;
printf ("introduce tu edad: ");
scanf ("%d",i); //genera violación de segmento!
printf ("Miss Elena, tu edad es: , %d.\n",i);
return 0;
}
en la línea:
scanf ("%d",&i);
Entonces se produce una violación de acceso.
A: Una violacion de segmento (segfault) ocurre cuando un proceso intenta acceder memoria que no le pertenece o realizar una operacion para la cual no cuenta con permisos. Ejemplos comúnes son:
*
*Intentar acceder una variable que ya fue liberada.
*Intentar escribir sobre una variable de solo lectura. | {
"simhash": 16166084420000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7615866388,
"avg_line_length": 57.48,
"char_rep_ratio": 0.0666109253,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9591364264,
"max_line_length": 429,
"num_words": 2204,
"perplexity": 3362,
"special_char_ratio": 0.2892136395,
"text_len": 7185,
"word_rep_ratio": 0.0145785877
} | 4,240,983,042,998,261,000 |
Q: ¿Cómo centrar una tabla con respecto al ancho del documento? Estoy usando reportlab==3.2.0 y quiero saber la forma de poder centrar el Table de platypus. Tengo lo siguiente dentro de una función AJAX en Django:
# Response
response = HttpResponse(content_type='application/pdf')
response['Content-Disposition'] = 'attachment; filename="somefilename.pdf"'
# Crear PDF
pdf = SimpleDocTemplate(
response,
pagesize=A4,
rightMargin=inch/2,
leftMargin=inch/2,
topMargin=inch,
bottomMargin=inch/2
)
Story = []
# Estilos
styles = getSampleStyleSheet()
styles.add(ParagraphStyle(name='Center', alignment=TA_CENTER))
# Cabecera
text = '''
<strong><font size=14>REPORTE DE ASISTENCIA</font></strong>
'''
Story.append(Paragraph(text, styles['Center']))
Story.append(Spacer(1, 15))
data = [(
Paragraph('<strong><font size=6>#</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>DNI</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>APELLIDO PATERNO</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>APELLIDO MATERNO</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>NOMBRES</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>JORNADA</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>HORA DE INGRESO</font></strong>', styles['Center']),
Paragraph('<strong><font size=6>HORA DE SALIDA</font></strong>', styles['Center']),
)]
# Registros
for counter, record in enumerate(records, 1):
nro_documento = record['nro_documento']
apellido_paterno = record['apellido_paterno']
apellido_materno = record['apellido_materno']
nombres = record['nombres']
jornada = record['fecha'].strftime('%d/%m/%Y')
fecha_hora_entrada = ''
fecha_hora_salida = ''
if record['fecha_hora_entrada']:
fecha_hora_entrada = record['fecha_hora_entrada'].strftime('%d/%m/%Y %H:%M:%S')
if record['fecha_hora_salida']:
fecha_hora_salida = record['fecha_hora_salida'].strftime('%d/%m/%Y %H:%M:%S')
data.append((
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % counter, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % nro_documento, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % apellido_paterno, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % apellido_materno, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % nombres, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % jornada, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % fecha_hora_entrada, styles['Normal']),
Paragraph('<font size=6>%s</font>' % fecha_hora_salida, styles['Normal'])
))
table = Table(
data,
colWidths=50 # Valor del ancho de las columnas
)
table.setStyle(
TableStyle([
('VALIGN',(0, 0), (-1, -1),'MIDDLE'),
('INNERGRID', (0, 0), (-1, -1), 0.25, colors.black),
('BOX', (0, 0), (-1, -1), 0.25, colors.black),
])
)
Story.append(table)
pdf.build(Story)
Como pueden apreciar estoy usando un ancho estático de 50 ya que no encuentro la manera de centrar la tabla, la idea es que este ancho varíe por el tipo de columna. Asi es como se ve mi PDF, hay demasiado espacio libre en los bordes izquierdo y derecho y si aumento el ancho de la columna entonces excede el ancho del documento:
A: En tu caso, si no especificas el ancho de las columnas, te lo calculará dinámicamente y creo que tampoco se ajustará al resultado que esperas. Yo creo que lo mejor sería especificar el ancho que quieres por columna, creo que algo así te debe funcionar:
table = Table(
data,
colWidths=[20,40,40,40,40,30,60,60]
)
(O bueno, los ajustes que necesites)
A: Gracias a @AntonioBeamud pude llegar a mi respuesta definitiva, no tenía idea de que se podía pasar una lista en la definición de Table. Esta es la solución más óptima según mi parecer aunque estoy abierto a soluciones más eficientes.
En reporlab el valor para inch (pulgada) es de 72.0:
>>> from reportlab.lib.units import inch
>>> inch
72.0
Los márgenes que estoy usando son los siguientes:
pdf = SimpleDocTemplate(
response,
pagesize=A4,
rightMargin=inch/2,
leftMargin=inch/2,
topMargin=inch,
bottomMargin=inch/2
)
Con lo que tenemos en el margen izquierdo y derecho un valor de 36.0 (inch/2):
Ahora, el tamaño del papel en formato A4 según la siguiente tabla es de 8.3 x 11.7 (pulgadas):
Entonces, mediante un simple cálculo podemos determinar el ancho total de nuestro papel y el espacio total restante con respecto a los márgenes:
>>> from reportlab.lib.units import inch
>>> ancho = inch * 8.3
>>> ancho
597.6
El espacio total de los márgenes izquierdo y derecho es de 72.0 (inch / 2 * 2). Con lo que tendríamos para el espacio total:
>>> ancho -= (inch / 2 * 2)
>>> ancho
525.6
Aun asi, calcular el total del ancho de cada columna es un tema más de prueba y error que de otra cosa. Por lo que probando llegue al siguiente resultado final para mis columnas:
table = Table(
data,
colWidths=(30, 40, 90, 90, 90, 45, 70.3, 70.3)
)
La suma de las columnas:
>>> 30 + 40 + 90 + 90 + 90 + 45 + 70.3 + 70.3
525.6
El resultado es una tabla que aprovecha perfectamente el espacio del ancho total con respecto a los márgenes:
Espero les sirva a otros para futuras referencias y evitar dolores de cabeza.
Referencias:
*Dimensions Of A Series Paper Sizes | {
"simhash": 6980758737000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6873503959,
"avg_line_length": 41.7769230769,
"char_rep_ratio": 0.1125046108,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.6795493364,
"max_line_length": 328,
"num_words": 1428,
"perplexity": 4726.4,
"special_char_ratio": 0.3391640582,
"text_len": 5431,
"word_rep_ratio": 0.0986610289
} | 12,501,573,125,893,681,000 |
Q: Entendiendo la ausencia de punteros en Python En algunas aplicaciones sencillas que me ha tocado escribir en C/C++ he visto la facilidad con la que se resuelven ciertas tareas utilizando punteros. Ahora, más interesado en otro lenguaje: Python, he notado la ausencia de este concepto. ¿A qué se debe esta ausencia? Siendo Python un lenguaje muy poderoso y utilizado, entonces, ¿qué concepto lo sustituye?, ¿está implícito en los tipos de datos, en las asignaciones, en la instanciación de una clase?
Un ejemplo extremadamente sencillo sería que en C podemos codificar cosas como esta:
#include <stdio.h>
int main(void) {
// your code goes here
int a = 5;
int *b = &a;
printf("a = %d; b = %d\n", a, *b); // (1)
a = 6;
printf("a = %d; b = %d\n", a, *b); // (2)
return 0;
}
(1): a = 5; b = 5
(2): a = 6; b = 6
b apunta a la dirección de memoria de a, cualquier modificación en a podrá ser observada al desreferenciar b. Cualquier asignación por indirección *b = <valor>; modificará a.
Pero, en Python:
a = 5
b = a
print "a = {0:d}; b = {1:d}".format(a,b) # (1)
b is a # resultado: True
a = 6
print "a = {0:d}; b = {1:d}".format(a,b) # (2)
b is a # resultado: False
(1): a = 5; b = 5
(2): a = 6; b = 5
Al principio a y b hacen referencia al mismo objeto. Luego, cuando a es modificado se crea un nuevo objeto; entonces, ambos hacen referencia a objetos diferentes y de valores diferentes.
No hay una forma de hacer lo que en C en Python con este tipo de dato, pero es posible hacer algo similar con tipos de datos mutables; sin embargo, solo se puede cuando hacemos modificaciones internas del dato mutable, por ejemplo: cambiar el valor de un elemento de una lista.
a = [1, 2]
b = a
print b is a # resultado: True
b.append(3)
print b is a # resultado: True
a = [4, 5]
print b is a # resultado: False
A: Su ausencia se debe a que el uso explícito de punteros es una característica de lenguajes de más bajo nivel como el C. Lenguajes de alto nivel como Python lo evitan con el propósito de hacer más fácil y ágil su utilización, así como no tener que conocer detalles del modelo de datos.
Que el programador de Python no tenga que lidiar con los punteros no quiere decir que el intérprete no haga uso de ellos. De hecho los usa profusamente de forma implícita.
En Python todo es un objeto creado en la memoria dinámica (mantenida automáticamente). Cuando llamas a una función los argumentos son pasados mediante sus punteros. Es lo que se conoce como convención de llamada por objeto. De igual forma si asignas a = b, a lo que guarda es el puntero del objeto de b. Así que todas las variables son punteros a objetos, que son manejados implícitamente.
Lo que sí hay que diferenciar es entre objetos inmutables y mutables.
*Inmutables son los números, las cadenas o las tuplas. Al asignar x = 2015 creará un objeto entero y x apuntará a él pero el contenido de ese objeto no podrá ser modificado. Si luego asignas x = 2016 lo que hará internamente será crear un nuevo objeto con el nuevo contenido.
*Mutables son otros objetos como los diccionarios o las listas. En este caso dichos objetos sí podrán ser modificados. Si tienes v = [1] y luego llamas a v.append(2), v seguirá apuntando al mismo objeto, pero su contenido habrá cambiado.
En resumen, al ejecutar este código:
x = 2015
y = x
x = 2016
print x
print y
v = [1]
w = v
v.append(2)
print v
print w
El resultado será:
2016
2015
[1, 2]
[1, 2]
A: En C, los punteros suelen satisfacer tres necesidades: referenciar estructuras reservadas dinámicamente, pasar parámetros a una función por referencia, o iterar una colección.
En el caso de Python, y los lenguajes de objetos con memoria automática en general, las variables cumplen la función de referenciar estructuras creadas dinámicamente: uno puede crear instancias de los objetos en cualquier momento.
En general, los objetos de reservan en la memoria dinámica de los procesos, y las variables son referencias a ellos: casi casi que las referencias son abstracciones de los punteros, con algunas propiedades más.
Por este motivo, el pasaje de parámetros se hace siempre por referencia, por lo que no se necesitan punteros para esto.
Por último, en los lenguajes de objetos existen objetos iteradores, que exponen una interfaz de más alto nivel para recorrer colecciones de datos.
Abstraerse de los detalles de la memoria del proceso es algo buscado en los lenguajes, y por todo esto es que no son necesarios los punteros: por diseño.
A: La respuesta de @GuillermoRuiz me parece excelente, pero querría profundizar en algunos detalles sobre la mutabilidad e inmutabilidad, que suelen confundir al principio, pero que están muy claros si se tiene presente que todo son punteros.
Cambiar elementos de una lista
El hecho de que una lista sea "mutable" implica no sólo que podemos añadir elementos a ella, sino que podemos cambiar los valores guardados.
En realidad, siendo puristas, la lista lo único que contiene son "punteros" a los datos en cuestión. Es decir, una lista como esta:
a = [1, 2, 3]
Contiene en realidad tres punteros, cada uno apuntando a un entero, de valores respectivos 1, 2 y 3. Si ahora cambiamos el primer elemento:
a[0] = 100
Al imprimir la lista veremos:
>>> a
[100, 2, 3]
Esto no quiere decir que el primer elemento de la lista haya sido sustituido por un 100 (eso sería cierto en un array C), sino que se ha creado un nuevo objeto de tipo entero y que el puntero que había en el primer elemento de la lista que apuntaba a un 1, ahora apunta al 100. El 1 previo queda "sin referencias" y será eliminado de memoria más adelante por el recolector de basura.
Copias de listas
Por otro lado, el hecho de que las variables sean en realidad punteros (o si prefieres, referencias) implica que la siguiente asignación:
b = a
no copia los elementos de a, sino que simplemente asigna a b una copia del puntero. a. Es decir, a y b apuntan en realidad a la misma lista. Por tanto si hacemos:
b[0] = 50
es lo mismo que si hubiéramos hecho a[0] = 50.
Para comprobar si dos variables "apuntan" a un mismo dato, Python ofrece el comparador is:
>>> a is b
True
Si no queremos que apunten al mismo, sino que sean una copia (en lugares diferentes de la memoria), podemos lograrlo así:
b = list(a)
o así:
b = a[:]
En cualquiera de estos dos casos:
>>> a is b
False
>>> a == b
True
El operador == compara los elementos de a con los de b, mientras que is compara la identidad de a con la de b, lo que en la práctica consiste en comparar a qué dirección de memoria se refiere cada uno.
Listas como parámetros
Lo anterior explica también por qué una función puede modificar elementos de una lista que reciba como parámetro:
def pon_cero(lista):
lista[0] = 0
a = [1,2,3]
pon_cero(a)
print(a)
# [0, 2, 3]
En una tupla, al ser inmutable, esto no puede hacerse.
Inmutabilidad, pero no tanto
Pero cuidado, el que una tupla sea inmutable sólo significa que no se puede cambiar el valor de tupla[i] por otro valor, pero si tupla[i] fuese una lista, los valores de esa lista sí podrían cambiarse:
tupla = ( [0,0], [1,1] )
# tupla[0] = [2,2] # No está permitido. Error
tupla[0][0] = 2
tupla[0][1] = 2 # No hay problema aqui en cambio
print(tupla)
([2,2], [1,1])
A: Es un poco chapuza, pero si realmente necesitas 1 variable y un "puntero" puedes hacer:
class mutable_obj:
def __init__(self, x):
self.x = x
a = mutable_obj(10)
b = a
a.x == b.x # True
a.x = 30
a.x == b.x # True
b.x = 86
a.x == b.x # True
Creo que es innecesario, igualmente si alguien sabe una mejor manera ¡que lo diga! :D | {
"simhash": 11212753080000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7425363276,
"avg_line_length": 46.4417177914,
"char_rep_ratio": 0.044570824,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9647572637,
"max_line_length": 502,
"num_words": 2481,
"perplexity": 2414.6,
"special_char_ratio": 0.2737120211,
"text_len": 7570,
"word_rep_ratio": 0.0218446602
} | 659,986,602,694,335,100 |
Q: ¿Dónde se encuentra el maven embebido de Netbeans 8.0.2? He estado trabajando con maven en el netbeans y me gustaría usar el maven que ya trae pero ahora desde la consola y no descargarlo de nuevo.
Al abrir la configuración en vez de la ruta me dice maven embebido.
¿Alguien sabe dónde lo puedo encontrar si tengo Netbeans 8.0.2?
Mi sistema operativo es Windows.
A: Si buscas el archivo mvn.bat, lo encontrarás en la carpeta:
%PROGRAMFILES%\NetBeans 8.0.2\java\maven\bin\mvn.bat | {
"simhash": 13588319130000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7842323651,
"avg_line_length": 68.8571428571,
"char_rep_ratio": 0.0803382664,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9827372432,
"max_line_length": 200,
"num_words": 170,
"perplexity": 3037.4,
"special_char_ratio": 0.234439834,
"text_len": 482,
"word_rep_ratio": 0
} | 4,810,522,251,490,679,000 |
Q: Android Auto : Error al lanzar el DHU en Mac He creado un proyecto de prueba en Mac OSX 10.11.1 para android-auto, y siguiendo las instrucciones de la guía estoy obteniendo el siguiente mensaje a la hora de lanzar el DHU (simulador de Android Auto):
015-12-04 08:46:41.717 desktop-head-unit[764:17863] 08:46:41.717 WARNING: 140: This application, or a library it uses, is using the deprecated Carbon Component Manager for hosting Audio Units. Support for this will be removed in a future release. Also, this makes the host incompatible with version 3 audio units. Please transition to the API's in AudioComponent.h. Connecting over ADB to . Failed to read from transport - disconnect. Exiting...
¿Qué puedo hacer para solucionarlo?
A: no había visto tu pregunta, actualmente estoy trabajando con TV y Auto en MAC como hobbie, te menciono que mi ejemplo también tuvo el mismo problema al usar la clase AudioSystem, resulta que es un problema que tiene OpenAl-Soft, el cual por el momento hasta diciembre 2015 no ha tenido solución:
OS X 10,11 Advertencia # 20
De hecho acabo de encontrar en un foro que ya fue reportado aquí. | {
"simhash": 3253135548000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7876106195,
"avg_line_length": 125.5555555556,
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"lang": "es",
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} | 18,230,251,075,159,247,000 |
Q: RegEx para validar numeros de movil españoles ¿Cómo creo una expresión regular que me valide números de teléfono móvil español?
Deben seguir las siguientes normas.
Al inicio:
*[opcional] +34
*[opcional] 34
*[opcional] 0034
A partir de aquí debe tener:
*Exactamente 9 números (los espacios y guiones están permitidos)
*El primer número debe ser 6 o 7
Válidos:
666444555
666-444-555
666 44 45 55
666-44-45-55
+34666555444
0034666555444
No válidos
935554488
+44777555444
800444666
635*554*488
635/554/488
NOTA: Está etiquetado java porque es como voy a parsear el String y por si queréis mostrar código. Eso sí, no es estrictamente necesario, con la expresión regular tengo bastante.
A: Esta expresión regular debería servirte:
(\+34|0034|34)?[ -]*(6|7)[ -]*([0-9][ -]*){8}
No tengo un entorno Java a mano, pero todos los casos de prueba mencionados pasan en la herramienta de RegexPlanet.
A: Yo te recomiendo usar libphonenumber (la librería de Google para validar números telefónicos). Tiene muchas ventajas comparado con hacer tu propia implementación, por ejemplo que no tienes que mantenerlo tú y que te da el número en formato internacional, no importando cómo lo ingrese el usuario.
Un ejemplo de cómo se usa es:
String number = "666444555"
PhoneNumberUtil phoneUtil = PhoneNumberUtil.getInstance();
try {
PhoneNumber number = phoneUtil.parse(number, "ES");
} catch (NumberParseException e) {
System.err.println("NumberParseException was thrown: " + e.toString());
}
Ahora hay una serie de métodos pero el más importante sería:
boolean isValid = phoneUtil.isValidNumber(number); // retorna true
Si quieres ver el número en formato internacional:
System.out.println(phoneUtil.format(number, PhoneNumberFormat.INTERNATIONAL));
Para ver un demo y probar si cumple exactamente todos tus requerimientos, puedes ir acá. | {
"simhash": 4257579203000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7754880694,
"avg_line_length": 31.2542372881,
"char_rep_ratio": 0.0572207084,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8954342008,
"max_line_length": 299,
"num_words": 548,
"perplexity": 4536.1,
"special_char_ratio": 0.3004338395,
"text_len": 1844,
"word_rep_ratio": 0.0111317254
} | 7,694,220,649,352,965,000 |
Q: Pattern matcher para formatear números de teléfono españoles Tengo una lista para números de teléfono móvil validados que debo mostrar de una misma manera:
El formato deseado es: +34 666 111 222
String telefonos =
"666444555,
666-444-555,
666 44 45 55,
666-44-45-55,
+34666555444,
0034666555444";
Pattern pattern = Pattern.compile(""); // aqui es donde me clavo.
Matcher matcher = pattern.matcher(telefonos);
while (matcher.find())
System.out.println(matcher.group());
Salida esperada:
+34 666 444 555
+34 666 444 555
+34 666 444 555
+34 666 444 555
+34 666 555 444
+34 666 555 444
A: Prueba la siguiente expresión regular:
^(0034|\+34)?(\d\d\d)-? ?(\d\d)-? ?(\d)-? ?(\d)-? ?(\d\d)$
Si planeas utilizar esta expresión de manera frecuente, es recomendable utilizar una constante para evitar recompilar la expresión cada vez, es decir:
private static final Pattern REGEX_PATTERN =
Pattern.compile("^(0034|\\+34)?(\\d\\d\\d)-? ?(\\d\\d)-? ?(\\d)-? ?(\\d)-? ?(\\d\\d)$", Pattern.MULTILINE);
public static void main(String[] args) {
String input = "666444555\n666-444-555\n666 44 45 55\n666-44-45-55\n+34666555444\n0034666555444";
System.out.println(
REGEX_PATTERN.matcher(input).replaceAll("+34 $2 $3$4 $5$6")
);
}
Salida:
+34 666 444 555
+34 666 444 555
+34 666 444 555
+34 666 444 555
+34 666 555 444
+34 666 555 444
A: Lo mismo que en la otra pregunta, te recomiendo usar libphonenumber (la librería de Google para validar números telefónicos). Tiene muchas ventajas comparado con hacer tu propia implementación, por ejemplo que no tienes que mantenerlo tú y que te da el número en formato internacional, no importando cómo lo ingrese el usuario.
Un ejemplo de cómo se usa es:
String number = "666444555"
PhoneNumberUtil phoneUtil = PhoneNumberUtil.getInstance();
try {
PhoneNumber number = phoneUtil.parse(number, "ES");
} catch (NumberParseException e) {
System.err.println("NumberParseException was thrown: " + e.toString());
}
Ahora hay una serie de métodos pero el más importante sería:
boolean isValid = phoneUtil.isValidNumber(number); // retorna true
Acá siempre vas a poder tener el formato internacional que deseas:
System.out.println(phoneUtil.format(number, PhoneNumberFormat.INTERNATIONAL));
Por supuesto, recomiendo siempre que hagas la pregunta de si es válido o no el número antes de preguntar por su formato internacional.
Para ver un demo puedes ir acá. | {
"simhash": 2063774188000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7094972067,
"avg_line_length": 36.3188405797,
"char_rep_ratio": 0.1033239888,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7006135583,
"max_line_length": 330,
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"text_len": 2506,
"word_rep_ratio": 0.0632716049
} | 5,667,385,398,214,387,000 |
Q: ¿Pedir perdón o pedir permiso? Consideraciones de desempeño La famosa frase de Grace Hopper:
Es más fácil pedir perdón que pedir permiso
La cual es popular dentro de la comunidad de programadores, hace que me pregunte si esto aplica en el código para Python, muchas veces me siento inclinado (por facilidad) en usar excepciones. Consideren el siguiente caso:
lista = []
# Pedir perdón
try:
elemento = lista[0]
except IndexError:
elemento = None
# Pedir permiso
elemento = None
if len(lista) > 1:
elemento = lista[0]
En resumen lo que quiero saber es, ¿existe alguna diferencia de desempeño en Python al usar una o la otra?
Pregunto esto ya que he escuchado de un amigo que en Java, por ejemplo, es costoso usar el bloque try {} catch {} debido a una serie de procesos realizados para llenar el stack trace lo cual hace que pienses bien antes de usarlos. ¿Ocurre lo mismo para Python?
A: Depende de cual sea el objetivo del programa, si tu objetivo es rendimiento (en tiempo), un bloque try-catch se vuelve costoso,en comparacion con un if, cuando este captura una excepción.
Pero si lo que buscas es robustez, siempre es preferible un buen manejo de excepciones. Además un buen manejo de excepciones ayuda a la interpratación del codigo desde el punto de vista lógico
Acá te dejo un ejemplo del tiempo de procesamiento de cpu utilizado por cada bloque, se puede observar que el bloque if utiliza menos tiempo de cpu cuando el try captura la excepción en comparacion con el bloque condicional
#!/usr/bin/python
import time
lista = []
def bloque():
try:
elemento = lista[0]
except IndexError:
elemento = None
def bloque_if():
elemento = None
if len(lista) > 1:
elemento = lista[0]
# tiempo de procesamiento
t0 = time.clock()
bloque()
print time.clock() - t0, "seg bloque try-catch "
t0 = time.clock()
bloque_if()
print time.clock() - t0, "seg bloque if"
A: Considero que la respuesta de @Santi92 es la correcta, la mejor forma es hacer un tipo de benchmark para conocer el resultado pero no con una iteración sino con varios miles.
Sin embargo, con el afán de compartir el conocimiento sobre este tema, encontré lo siguiente usando el módulo timeit de Python:
import timeit
statements=["""\
try:
b = 10/a
except ZeroDivisionError:
pass""",
"""\
if a:
b = 10/a""",
"b = 10/a"]
for a in (1,0):
for s in statements:
t = timeit.Timer(stmt=s, setup='a={}'.format(a))
print("a = {}\n{}".format(a,s))
print("%.2f usec/pass\n" % (1000000 * t.timeit(number=100000)/100000))
Resultado:
a = 1
try:
b = 10/a
except ZeroDivisionError:
pass
0.25 usec/pass
a = 1
if a:
b = 10/a
0.29 usec/pass
a = 1
b = 10/a
0.22 usec/pass
a = 0
try:
b = 10/a
except ZeroDivisionError:
pass
0.57 usec/pass
a = 0
if a:
b = 10/a
0.04 usec/pass
a = 0
b = 10/a
ZeroDivisionError: int division or modulo by zero
Con lo que se puede llegar a la conclusión de que "pedir perdón" es más rápido que "pedir permiso" siempre y cuando la excepción no sea levantada. Lo cual afirma lo que algunos mencionaban en los comentarios.
Referencias:
*Cost of exception handlers in Python (respuesta de Tim Pietzcker)
*How fast are exceptions?
A: yo comente por ahi que el try solo es mas lento en rasgos generales cuando este captura la excepcion este es un ejemplo:
import timeit
timeit.timeit(setup="a=1;b=1", stmt="a/b")
0.06870104099999708
. esta parte que se muestra a continuacion es la interesante (el try es mas rapido que el if cuando no salta este)
timeit.timeit(setup="a=1;b=1", stmt="try:\n a/b\nexcept ZeroDivisionError:\n pass")
0.08890565000001516
timeit.timeit(setup="a=1;b=1", stmt="if b!=0:\n a/b")
0.10628072599996585
.esta parte que se muestra a continuacion es de relleno pues el try salta y adenas efectua la operacion por eso salta ja, y en el if pues solo compara de ahi que sea un mas rapido
timeit.timeit(setup="a=1;b=0", stmt="try:\n a/b\nexcept ZeroDivisionError:\n pass")
0.3348089790000017
timeit.timeit(setup="a=1;b=0", stmt="if b!=0:\n a/b")
0.042805305999991106
A: Tomando tal cual tu analogía,
tenemos dos verdades, hasta que alguien me demuestre lo contrario.
Sólo sé pide perdón si te has equivocado, sin embargo, SIEMPRE deberías
pedir permiso, por cortersía ;).
Ahora bien, tomando en cuenta esto, porque mencionar cual es más
fácil?, vamos que manejar excepciones tal cual lo planteas, no es más dificil
o más fácil que validar la información por dar un ejemplo.
Para mí esa sería la regla, siempre o siempre que el tiempo te lo permita pedir
permiso, y sólo se debería pedir perdón en casos que de momento están
fuera de tu análisis preliminar.
A: Lo mejor en "performance" es:
Si nunca te vas a equivocar o casi nunca, pide perdon, y no pierdas tiempo en pedir permiso.
Si te equivocas muchas veces, pide permiso, que te costara menos que pedir varios perdones.
Y ten en cuenta que 1 millon de permisos consume mucho más que un perdon.
Pero que un 1 millon de permisos consume muchisimo menos que medio millon de perdones.
A: En tu caso, especularía, cual es la tendencia de tu código. En cuestiones de performance, es mas barato pedir perdón por que se hace la suposición que el sistema esta bien analizado, diseñado y codificado.
Esto es muy parecido al concepto de la predicción de saltos.
Si notas que el código lanza mas excepciones que seguir el flujo programado, entonces debes pedir permiso cada vez que quieras hacer la operación que lanza la excepción.
Ahora, si la operación no tiende a lanzar excepciones, entonces pido perdón. | {
"simhash": 9184525554000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.739557301,
"avg_line_length": 36.614379085,
"char_rep_ratio": 0.0686572501,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9209498167,
"max_line_length": 260,
"num_words": 1710,
"perplexity": 3197.9,
"special_char_ratio": 0.2920385577,
"text_len": 5602,
"word_rep_ratio": 0.1111111111
} | 15,714,789,409,879,050,000 |
Q: "SequelizeValidationError: notNull Violation" en una propiedad que no debería existir Estoy escribiendo pruebas unitarias para un servidor de nodo que utiliza Sequelize. Al insertar algunos datos falsos estoy recibiendo el error
SequelizeValidationError: notNull Violation: QuestionId cannot be null
Notar la Q mayúscula en el QuestionId
prueba:
describe('answerQuestion', () => {
it('debe insertar una respuesta y conseguir la siguiente pregunta', (done) => {
Survey.DBModel.create({lookType: 0}, {logging: false}).then(() => {
Question.DBModel.create({type: 0, text: 'Test question'}, {logging: false}).then(q1 => {
Question.DBModel.create({type: 1, text: 'Next question'}, {logging: false}).then(q2 => {
console.log('antes');
QuestionOption.DBModel.create({text: 'Test option', questionId: 1, nextQuestionId: 2}, {logging: false}).then(() => {
console.log('despues');
Survey.answerQuestion(1, 1, 1).then(question => {
question.should.have.property('id');
}, done);
}, done);
}, done);
}, done);
}, done);
});
});
Las salidas de la consola "antes", pero los errores antes de que llega "después"
question.js
'use strict';
module.exports = function(sequelize, DataTypes) {
var Question = sequelize.define('Question', {
id: {
allowNull: false,
autoIncrement: true,
primaryKey: true,
type: DataTypes.INTEGER
},
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models.Question.belongsTo(models.Question, {as: 'nextQuestion', foreignKey: {field: 'nextQuestionId', allowNull: true}});
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models.Question.hasMany(models.QuestionOption, {as: 'options', foreignKey: {field: 'questionId', allowNull: false}});
models.Question.hasMany(models.QuestionOption, {as: 'referrers', foreignKey: {field: 'nextQuestionId', allowNull: true}});
}
}
});
return Question;
};
questionoption.js
'use strict';
module.exports = function(sequelize, DataTypes) {
var QuestionOption = sequelize.define('QuestionOption', {
id: {
allowNull: false,
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type: DataTypes.INTEGER
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allowNull: false,
type: DataTypes.INTEGER
},
text: {
allowNull: false,
type: DataTypes.STRING
},
nextQuestionId: {
type: DataTypes.INTEGER
}
}, {
classMethods: {
associate: function(models) {
models.QuestionOption.belongsTo(models.Question, {as: 'question', foreignKey: {field: 'questionId', allowNull: false}});
models.QuestionOption.belongsTo(models.Question, {as: 'nextQuestion', foreignKey: {field: 'nextQuestionId', allowNull: true}});
}
}
});
return QuestionOption;
};
Estos modelos son bastante fuertemente acoplados entre sí y tienen un autorreferencial y todo tipo de casos. Todos los demás modelos que siento no son relevantes para esto, pero se puede proporcionar si es necesario.
Ejecutar SQL en la base de datos SQLite directamente, en el mismo orden y con las mismas propiedades que las sentencias CREATE anterior no una excepción, ya través de muchas pruebas.
Es evidente que Sequelize no intenta ejecutar la sentencia de creación de QuestionOption. Errores antes de generar el SQL para ejecutar.
Algunos comportamientos extraños son que las asociaciones son meticulosamente definidas en los modelos y todas ellas tienen un caso menor q para questionId en sus definiciones. Todas las asociaciones tienen también una asociación inversa definida, por lo Sequelize no debería tratar de crear nombres de propiedades.
Todas las tablas se borran y vuelven a crear antes de cada prueba (con éxito).
Agregando a la evidencia de que algo raro está pasando es que si me quito el questionId: 1 de la sentencia de creación de QuestionOption, se convierte entonces en el error
SequelizeValidationError: notNull Violation: questionId cannot be null,
notNull Violation: QuestionId cannot be null
Tenga en cuenta del caso de ambos, uno es menor (el que yo eliminé) y uno es mayor.
Siguiente sospechoso es el asociación nextQuestionId, pero se ha definido en el modelo, y cada lado de la asociación comoallowNull: true y he proporcionado en la sentencia de creación.
Estoy puramente desconcertado en este comportamiento y cuestionando si esto tal vez es un bug en Sequelize, aunque yo tendría que confirmarlo antes de reportarlo falsamente.
Otra información que tal vez podría ser útil es:
*Las pruebas se ejecutan mediante el comando NODE_ENV = test mocha
*La creación de base de datos para las pruebas es automática usando sync (código abajo)
*Todas las otras pruebas pasan, pero este es el único que utiliza QuestionOption en la prueba.
*El método que estoy tratando de probar funciona "en producción" (que se ejecuta localmente en dev con el cliente conectado)
*Esquema de base de datos ha sido verificada con una SQLite GUI y todas las columnas son apropiadas (No hay field QuestionId en cualquier table con un Q de letra mayúscula)
La creación de bases de datos para las pruebas
beforeEach((done) => {
Survey.DBModel.sync({force: true, logging: false}).then(() => {
Question.DBModel.sync({force: true, logging: false}).then(() => {
Answer.DBModel.sync({force: true, logging: false}).then(() => {
QuestionOption.DBModel.sync({force: true, logging: false}).then(() => {
done();
}, done);
}, done);
}, done);
}, done);
});
A: No me gusta responder preguntas de las cuales no domino, (y no entiendo como explicar), pero como veo que esta pregunta se formulo hace algun tiempo intentare ponerle cual puede ser el error y su solucion.
Pruebe a cambiar esta linea:
QuestionOption.DBModel.create({text: 'Test option', questionId: 1,
nextQuestionId: 2}, {logging: false}).then(() => {
por esta:
QuestionOption.DBModel.create({text: 'Test option', questionId: 1,
QuestionId: 1 ,
nextQuestionId: 2}, {logging: false}).then(() => {
Puedes ver que se ha añadido QuestionId: 1,
Una vez alguien soluciono un error igual en un codigo distinto, especificando el argumento dentro de la función que devolvia, asi que creo que quizas lo anterior le ayude. | {
"simhash": 123620697200000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6822046321,
"avg_line_length": 48.3829787234,
"char_rep_ratio": 0.129898723,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.6908148527,
"max_line_length": 315,
"num_words": 1794,
"perplexity": 2892.5,
"special_char_ratio": 0.3202873058,
"text_len": 6822,
"word_rep_ratio": 0.2134453782
} | 163,920,010,499,041,180 |
Q: ¿Cómo obtener valores de la URL (GET) en JavaScript? En muchas ocasiones he requerido de tomar un valor proporcionado por la URL para llevar a cabo alguna acción o simplemente para imprimir al usuario dichos datos sin necesidad de pasar por un lenguaje del lado del servidor (ya sea Python, PHP, Ruby, entre otros).
¿Cuál es la mejor solución?
A: En JavaScript no existen funciones intrínsecas que nos permiten obtener los valores de parámetros GET como es el caso de lenguajes como PHP que pueden obtener dichos valores de la variable global $GET. En cambio se puede hacer uso de las expresiones regulares para lograr un resultado que simule dicho comportamiento y obtener un valor esperado.
Solución
En la siguiente url (inglés) podemos obtener una función de apoyo: How can I get query string values in JavaScript?
Citando la fuente original de la liga anterior, tenemos que:
/**
* @param String name
* @return String
*/
function getParameterByName(name) {
name = name.replace(/[\[]/, "\\[").replace(/[\]]/, "\\]");
var regex = new RegExp("[\\?&]" + name + "=([^&#]*)"),
results = regex.exec(location.search);
return results === null ? "" : decodeURIComponent(results[1].replace(/\+/g, " "));
}
Uso
Tomando en cuenta que tenemos una URL como la siguiente:
El valor a obtener sería 88 y lo obtendríamos con:
var prodId = getParameterByName('prodId');
Explicación
La función getParameterByName recibe un parámetro del tipo String (cadena de texto) que va a ser utilizado para evaluar por medio de una expresión regular que busque todo el contenido entre el final de la cadena recibida seguido por un símbolo de igual (=) y el final de la cadena a donde buscar (location.search) o hasta encontrar el símbolo "et" también conocido como "ampersand" (&). Al final dicho texto encontrado decodificado y devuelto. En el remoto caso de no encontrar coincidencias, devolverá una cadena vacía.
A: Yo vengo usando ya hace algún tiempo la función creada por Chris Coyier, me va muy bien, no he tenido problemas y no usa expresiones regulares:
function getQueryVariable(variable) {
var query = window.location.search.substring(1);
var vars = query.split("&");
for (var i=0; i < vars.length; i++) {
var pair = vars[i].split("=");
if(pair[0] == variable) {
return pair[1];
}
}
return false;
}
Ejemplo:
URL:
<div>
<button type="button" onclick="alert(getQueryVariable('sessionid'));">
sessionid
</button>
<button type="button" onclick="alert(getQueryVariable('xyz'));">
xyz
</button>
<button type="button" onclick="alert(getQueryVariable('product_id'));">
product_id
</button>
</div>
<script type="text/javascript">
function getQueryVariable(variable) {
// Estoy asumiendo que query es window.location.search.substring(1);
var query = "product_id=32&cat_id=1&sessionid=123";
var vars = query.split("&");
alert(vars);
for (var i=0; i < vars.length; i++) {
var pair = vars[i].split("=");
if (pair[0] == variable) {
return pair[1];
}
}
return false;
}
</script>
Referencias:
*Get URL Variables
A: let params = new URLSearchParams(location.search);
var contract = params.get('contrato');
Bueno, a mi esto me ha funcionado bien
La interfaz URLSearchParams define métodos útiles para trabajar con los parámetros de búsqueda de una URL.
Referencia
A: Puedes evitar usar Regex o similares soluciones, usando URLSearchParams.
Puedes revisar la documentación en MDN para más información sobre compatibilidad y demás.
const url = new URL('')
const searchParams = url.searchParams
const keys = [...searchParams.keys()]
const object1 = keys
.reduce((obj, key) =>({...obj, [key]: searchParams.get(key) }), {})
const object2 = [...searchParams.entries()]
.reduce((obj, [key, value]) => ({...obj, [key]: value }), {})
console.log(object1)
console.log(object2)
// [[key1, value1], ...]
console.log([...searchParams.entries()])
// [key1, key2, ...]
console.log([...searchParams.keys()])
// [value1, value2, ...]
console.log([...searchParams.values()])
NOTA:
El código implementado puede no funcionar en algunos navegadores.
A: Aquí en su momento programe una extensión para jquery que le los parámetros tanto en resful como con url no amigables en el readme están las instrucciones | {
"simhash": 8143379455000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6926729986,
"avg_line_length": 37.1596638655,
"char_rep_ratio": 0.0650351235,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7793363333,
"max_line_length": 520,
"num_words": 1235,
"perplexity": 2820.1,
"special_char_ratio": 0.3134328358,
"text_len": 4422,
"word_rep_ratio": 0.0473083197
} | 14,271,565,336,445,524,000 |
Q: ¿Cómo diferenciar entre un objeto y un arreglo en JavaScript? En ocasiones me encuentro que requiero validar si una variable tiene como estructura un arreglo u objeto, de tal forma pueda llevar una acción correspondiente dependiendo del tipo de valor almacenado a la variable.
¿Qué sería lo recomendable para distinguir entre un arreglo y un objeto?
Hablando de un objeto que no sea producto de una función instanciada.
if (isObject(valor)) {
/* Código */
} else {
/* Código */
}
A: En JavaScript (ECMAScript 5) no solo hay objetos y arrays, hay en total 5 tipos primitivos:
string, number, undefined, boolean, object
La forma usual es usar el operador typeof que retornara la cadena que corresponda, es decir:
typeof 'hola' === 'string'
typeof true === 'boolean'
typeof 123 === 'number'
typeof undefined === 'undefined'
typeof {} === 'object'
typeof [] === 'object'
¿Cómo? Sí, los arrays son objetos regulares (donde typeof [] === "object") pero que tienen una relación entre la key (notación: valor[key]) y la propiedad length. Además heredan de Array.prototype.
Una buena forma (soportada por todos los navegadores actuales) de comprobar si un objeto es un array es: Array.isArray(valor)
Por lo tanto, no puedes simplemente diferenciar entre array y objeto, ya que existe la posibilidad de que no sea ni una cosa ni la otra.
Podrías hacer lo siguiente:
if (Array.isArray(valor)) {
// es un array
} else if (typeof valor === 'object') {
// es un objeto regular que no es un array
} else {
// puede ser undefined, string, number o boolean.
}
¡Pero cuidado!, hay una excepcion, typeof null === 'object' así que también deberías validar si el valor es nulo o no, porque una variable con valor null daría un falso positivo como objeto. Esto es un bug de ECMAScript 5, la versión 6 lo corrige y retorna 'null'.
Quiero aclarar que la variable podría contener una función en cuyo caso seria typeof function(){} === 'function'
Más info en MDN, lamentablemente está en inglés.
A: Puedes usar Object.prototype.toString.call(valor) para conocer el tipo de objeto de valor
switch(Object.prototype.toString.call(valor)) {
case '[object Array]':
// Es un arreglo
break;
case '[object Object]':
// Es un object
break;
default:
// Es cualquier otro tipo incluyendo "Null", "Undefined",
// "Arguments", "Boolean", "Date", "Error", "Function", "JSON", "Math",
// "Number", "RegExp" y "String"
}
Nota: La cadena [object class] donde class puede ser Undefined, Null o la clase del objeto es garantizada por la especificación de ECMAScript 5.1, sección 15.2.4.2. Los valores posibles para class pueden ser consultados en la sección 8.6.2
A:
¿Cómo diferenciar entre un objeto y un arreglo?
if( Object.prototype.toString.call( valor ) === '[object Array]' ) {
alert( 'Arreglo!' );
} else if ( Object.prototype.toString.call( valor ) === '[object Object]' ) {
alert( 'Objeto!' );
}
A: Un método sencillo sería aplicar la función JSON.stringify() a la variable y comprobar cuál es el primer carácter de la cadena resultante:
*Si es un corchete ([), la variable era un array.
*Si es una llave ({), la variable era un objeto.
*En cualquier otro caso, la variable era algo diferente.
Teniendo eso en cuenta, he creado una función simple que devuelve la cadena "array" si el parámetro era un array, "objeto" si el parámetro era un objeto, u "otro" si es otro tipo de variable:
function arrayuobjeto(variable) {
var aux = JSON.stringify(variable);
switch(aux[0]) {
case "[": return "array"; break;
case "{": return "objeto"; break;
default: return "otro"; break;
}
}
Aquí dejo una serie de ejemplos:
function arrayuobjeto(variable) {
//Si JSON.stringify lanza una excepción, entonces no era ni array ni objeto
try {
var aux = JSON.stringify(variable);
switch(aux[0]) {
case "[": return "array"; break;
case "{": return "objeto"; break;
default: return "otro"; break;
}
} catch(ex) {
return "otro";
}
}
var ejemplos=[
//Arrays
[1,2] ,
[] ,
//Objetos
{valor: 1} ,
{} ,
//Otros
"[1,2]" ,
"{ valor: 1}" ,
"" ,
" " ,
1 ,
0 ,
true ,
false ,
null ,
function(){} ,
undefined
]
for(var i in ejemplos)
{
console.log(
arrayuobjeto(ejemplos[i]),
typeof ejemplos[i]!="function"?
JSON.stringify(ejemplos[i])
:ejemplos[i]+""
)
}
A: La mejor forma para validar que un objeto es del tipo JSON o Array, recomiendo lo siguiente, tomando en cuenta que:
var a = [],
j = {};
Solución 1
toString.call(o) === '[object Object]'; // true
toString.call(a) === '[object Array]'; // true
Solución 2
a.constructor.name === 'Array'; // true
o.constructor.name === 'Object'; // true
Pero estrictamente hablando, un arreglo es parte de la sintaxis de un JSON. Dicho esto los dos siguientes ejemplos son parte válida de dicha estructura.
Ejemplo 1:
console.log(response); // {"message": "success"}
console.log(response); // {"user": "bart", "id":3}
Ejemplo 2:
console.log(response); // [{"user":"chofoteddy"}, {"user":"bart"}]
console.log(response); // ["chofoteddy", "bart"]
En caso de contar con una variable de tipo texto (String) que desee validarse su estructura para conocer si coincide con alguno de ambos tipos mencionados, lo recomendable sería usar la siguiente función:
function isJSON (valor) {
if (typeof valor !== 'string')
valor = JSON.stringify(valor);
try {
JSON.parse(valor);
return true;
} catch (e) {
return false;
}
}
A: Podrias usar para detectar json un
try{
JSON.parse(valor);
tipo = "JSON";
}catch (Exception e){
tipo = typeof(valor)
//retornara undefined, number, boolean, string, object,null,function
}
Puedes ver mas info del typeof aca
A: Hace tiempo tuve un problema similar, y me encontré con la siguiente solución, en donde type se le asigna array u object dependiendo que tipo sea tu json, en este ejemplo es un objeto.
var myJson = {"name":"juan"};
var type = Object.prototype.toString.call(myJson).match(/\s([a-z|A-Z]+)/)[1].toLowerCase();
if (type == "array") {
} else if (type == "object") {
}
espero que te funcione.
A: Respuesta corta
Si tu objetivo son navegadores modernos, usa Array.isArray(variable) el cual fue introducido en ECMAScript 5. Todos los detalles en Array.isArray().
Explicación
De acuerdo a la ECMAScript 7, un arreglo, también llamado matriz, es un objeto exótico que da un tratamiento especial a las llaves de propiedades de indice del arreglo/matriz.
En otras palabras, un arreglo comparte es un objeto con ciertas particularidades lo cual hacía complicado distinguir entre un arreglo y un objeto que no es un arreglo. Afortunadamente Array.isArray() fue introducido como una función estándar y es soportado por los navegadores modernos.
Demostración
/* Primitivos */
console.info(Array.isArray(true)); // Booleano true. Devuelve false
console.info(Array.isArray(1)); // Entero. Devuelve false
console.info(Array.isArray(3.14)); // Número de punto flotante. Devuelve false
console.info(Array.isArray('Hola')); // Cadena. Devuelve false
console.info(Array.isArray(null)); // null. Devuelve false
console.info(Array.isArray(undefined)); // undefined. Devuelve false
console.info(Array.isArray(Symbol())); // Symbol. Devuelve false
/* Objetos */
console.info(Array.isArray({nombre:"Benito",apellido:"Juárez"})); // Objeto literal. Devuelve false
console.info(Array.isArray([1,2,3])); // Matriz. Devuelve true
Sin embargo, si ocupas una solución mas general, en que se identifique el tipo de dato, considera usar toString.call() ya que este devolverá una cadena de la forma [object class] donde class es indica el tipo de dato del que se trata.
Nota: No asumir que debido a que se indica object para los primitivos, todo es un objeto en JavaScript ya que esto es incorrecto. Lo que pasa es que JavaScript convierte temporalmente el primitivo a un objeto para poder llamar propiedades del objeto correspondiente, en este caso la función toString
function describeTipo(o){
console.info(toString.call(o));
}
describeTipo(1); // Devuelve [object Number]
describeTipo(3.14); // Devuelve [object Number]
describeTipo('Hola'); // Devuelve [object String]
describeTipo(null); // Devuelve [object Null]
describeTipo(undefined); // Devuelve [object Undefined]
describeTipo(Symbol()); // Devuelve [object Symbol]
describeTipo({nombre:"Benito",apellido:"Juárez"});// Devuelve [object Object]
describeTipo([1,2,3]); // Devuelve [object Array]
A:
let elemento_de_interes_a = {demonios:'doble caraja'}
let elemento_de_interes_b = ['joder', 'Pollo', 'si', 'se', 'puede!']
function es_objeto_o_arreglo(elemento){
if(elemento.length){
console.log(`El arreglo contiene los siguientes elementos ${elemento}`)
}else{
console.log(`El objeto contine "${elemento.demonios}" en su atributo "demonios"`)
}
}
es_objeto_o_arreglo(elemento_de_interes_a);
es_objeto_o_arreglo(elemento_de_interes_b);
let dict = {joder:'joder'}
let list = ['joder']
console.log(dict.length)
// undefined
console.log(list.length)
// 1 | {
"simhash": 1541593964000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.701664672,
"avg_line_length": 35.4864864865,
"char_rep_ratio": 0.07917665,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8201215267,
"max_line_length": 299,
"num_words": 2632,
"perplexity": 2700.7,
"special_char_ratio": 0.3037754325,
"text_len": 9191,
"word_rep_ratio": 0.0560426992
} | 265,112,511,446,786,270 |
Q: ¿Cómo puedo tokenizar un string en C ++? Java tiene un método split conveniente para separar una cadena de texto en tokens:
String str = "wiki de comunidad";
String[] results = str.split(" ");
¿Hay una manera fácil de hacer esto en C++?
A: Autor original
Konrad Rudolph
Su simple caso puede ser fácilmente construido utilizando el método std::string::find . Sin embargo, eche un vistazo a Boost.Tokenizer. Es genial. Boost generalmente tiene algunas herramientas de cadena muy buenas.
Boost.Tokenizer:
Autor original
Ferruccio
Usando la clase Boost tokenizer se puede hacer este tipo de cosas muy fácilmente:
#include <iostream>
#include <string>
#include <boost/foreach.hpp>
#include <boost/tokenizer.hpp>
using namespace std;
using namespace boost;
int main(int, char**)
{
string text = "token, test string";
char_separator<char> sep(", ");
tokenizer< char_separator<char> > tokens(text, sep);
BOOST_FOREACH (const string& t, tokens) {
cout << t << "." << endl;
}
}
Updated for C++11:
#include <iostream>
#include <string>
#include <boost/tokenizer.hpp>
using namespace std;
using namespace boost;
int main(int, char**)
{
string text = "token, test string";
char_separator<char> sep(", ");
tokenizer<char_separator<char>> tokens(text, sep);
for (const auto& t : tokens) {
cout << t << "." << endl;
}
}
Autor original
KeithB
Puede usar streams, iteradores, y los algoritmos de copia (copy algorithm) para una implementacion bastante directa.
#include <string>
#include <vector>
#include <iostream>
#include <istream>
#include <ostream>
#include <iterator>
#include <sstream>
#include <algorithm>
int main()
{
std::string str = "The quick brown fox";
// construct a stream from the string
std::stringstream strstr(str);
// use stream iterators to copy the stream to the vector as whitespace separated strings
std::istream_iterator<std::string> it(strstr);
std::istream_iterator<std::string> end;
std::vector<std::string> results(it, end);
// send the vector to stdout.
std::ostream_iterator<std::string> oit(std::cout);
std::copy(results.begin(), results.end(), oit);
}
A: Una posibilidad es usar std::stringstream para extraer el texto y guardarlo en una colección de strings:
template <typename char_type>
using string_collection = std::vector<std::basic_string<char_type>>;
template <typename char_type>
string_collection<char_type> split(const std::basic_string<char_type> &text)
{
using string = std::basic_string<char_type>;
using iterator = std::istream_iterator<string, char_type>;
std::basic_stringstream<char_type> reader(text);
return {iterator(reader), iterator()};
}
La función split del ejemplo anterior se puede usar así:
int main()
{
for (const auto &palabra : split("hola don pepito"))
std::cout << palabra << '\n';
return 0;
}
Funciona con cualquier tipo de cadena (char, wchar_t, char16_t y char32_t).
Puedes ver el código funcionando aquí.
A: Lo mas fácil es usar getline
#include <iostream>
#include <string>
#include <sstream>
istringstream is(line);
string part;
while (getline(is, part, ','))
cout << part << endl; | {
"simhash": 17739290990000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7038895859,
"avg_line_length": 26.131147541,
"char_rep_ratio": 0.0849323687,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.457303077,
"max_line_length": 215,
"num_words": 874,
"perplexity": 2681.2,
"special_char_ratio": 0.2983061481,
"text_len": 3188,
"word_rep_ratio": 0.1283236994
} | 17,967,515,643,988,902,000 |
Q: Puntero vs. Referencia Autor original de la pregunta
Jack Reza
¿Qué sería mejor práctica a la hora de pasar la variable original a la función para trabajar con ella por:
unsigned long x = 4;
void func1(unsigned long& val) {
val = 5;
}
func1(x);
o por:
unsigned long x = 4;
void func2(unsigned long* val) {
*val = 5;
}
func2(&x);
¿Hay alguna razón para elegir uno sobre el otro?
A: Punteros y referencias son conceptualmente lo mismo, si bien existen sutiles diferencias entre ellos. La más remarcable de ellas (y probablemente, la menos importante, aunque sí más cómoda y legible), es que las referencias no precisan de la sintaxis flecha -> que necesitan los punteros para acceder a miembros (en el caso de que un objeto (class) o registro (struct) sea apuntado), o el operador de acceso *, sino que utilizan su mismo nombre para acceder al valor, y el operador ., el que se usaría con el mismo objeto, para acceder a los miembros.
Las referencias fueron inventadas, de hecho, para no tener que utilizar punteros cuando se realiza un paso por referencia (y para las devoluciones por referencia), es decir, cuando se desea que los cambios realizados dentro de la función llamada al objeto apuntado repercutan en la función llamadora.
Este código es relativamente complejo para lo que en realidad se desea obtener:
unsigned long x = 4;
void func2(unsigned long* val) {
*val = 5;
}
func2(&x);
Mientras que la versión con referencias es mucho más legible:
unsigned long x = 4;
void func1(unsigned long& val) {
val = 5;
}
func1(x);
Así, en cuanto a la pregunta específica, desde luego creo que el uso de referencias es lo más adecuado. La pregunta subyacente es: ¿pueden siempre emplearse referencias en lugar de punteros? La respuesta es no, pues las referencias conllevan varias limitaciones inherentes a su funcionamiento:
*Las referencias no pueden ser inicializadas a NULL o nullptr. Es más, ni siquiera se pueden crear sin haber sido inicializadas. Y una vez inicializadas, no se puede cambiar el objeto o valor al que apuntan.
*No se puede utilizar aritmética de punteros con una referencia. Por ejemplo, no se puede recorrer un vector de objetos con una referencia, pues no se puede cambiar el objeto al que apunta una vez creada.
Así, el siguiente código no puede ser escrito con una referencia:
Persona * p = personas;
for(; ( p - personas ) < MaxPersonas; ++p) {
cout << p->getNombre() << endl;
}
De ahí las "reglas de oro" aparecidas en la otra respuesta: si necesitas apuntar a más de un objeto, o necesitas indicar que no se apunta a nada (valor NULL), o precisas utilizar aritmética de punteros, entonces no puedes utilizar referencias. Cuando puedas utilizarlas, sin embargo, no dudes en hacerlo, pues son mucho más legibles gracias a su sintaxis.
Espero haberte ayudado.
A: Una diferencia importante es que los punteros pueden ser comparados con NULL y las referencias no.
Aunque estas cosas siempre son subjetivas una de las reglas de estilo más aceptadas es la de Google () en la que recomienda pasar argumentos por referencia solo para valores que nunca cambian (const). Si los argumentos pueden cambiar recomiendan pasarlos como punteros para poder, entre otras cosas, confirmar que no son NULL. De forma más general dicen que las referencias tienen comportamiento de punteros pero sintaxis de valores lo que hace que sean confusas.
A: Autor original
Nils Pipenbrinck
Mi regla de oro es:
Utilice punteros si usted quiere hacer aritmética de punteros con ellos (por ejemplo, incrementando la dirección del puntero al paso a través de una matriz), o si alguna vez tiene que pasar un NULL-puntero.
Utilizar referencias de otra manera. | {
"simhash": 6634207199000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7682599356,
"avg_line_length": 54.7647058824,
"char_rep_ratio": 0.0780619112,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9801148772,
"max_line_length": 554,
"num_words": 1196,
"perplexity": 2678.4,
"special_char_ratio": 0.2360365199,
"text_len": 3724,
"word_rep_ratio": 0.048862679
} | 13,937,670,502,519,458,000 |
Q: Deshabilitar scroll horizontal; pero permitir el vertical Estoy tratando de desactivar el scroll horizontal en un sitio web; pero sin afectar al vertical.
Tengo un script que funciona como un control deslizante deslizando el "cuerpo" de la página hacia la izquierda y revelando más contenidos. Sin embargo, esto crea un espacio vacío adicional a la derecha.
Tengo que desactivar el desplazamiento horizontal para que los usuarios no vean este espacio vacío. He probado lo siguiente; pero deshabilita tanto el desplazamiento horizontal como el vertical:
window.onscroll = function () {
window.scrollTo(0,0);
}
He probado con el estilo pero eso no funciona cuando el ancho del body es dinámico y no estático.
Pregunta:
¿Hay alguna forma de modificar mi script para deshabilitar el scroll horizontal y mantener el vertical en funcionamiento?
Pregunta original:
A: Otra posible solución a este problema puede ser via Css, y es usando overflow-x: hidden;
Por ejemplo lo colocas en tu body de esta forma:
body{
overflow-x: hidden;
}
Y automaticamente ocultara todo scroll x (Horizontal) que este en el body.
Te dejo un ejemplo en vivo, que a mi parecer se ve mas limpio.
DEMO
A: Estabas cerca de conseguirlo; necesitas obtener el document - o window - y enlazarlo con el scroll, después puedes comprobar si el scroll horizontal es actualizado a un valor mayor de 0 y, de ser así, reasignarle el valor 0
El siguiente código funciona bien:
$(function() {
var $body = $(document);
$body.bind('scroll', function() {
// "Desactivar" el scroll horizontal
if ($body.scrollLeft() !== 0) {
$body.scrollLeft(0);
}
});
});
Si quieres desactivar el scroll horizontal de un elemento (como un div, por ejemplo) necesitas reemplazar $(document) por $("#IDElemento")
JSFiddle:
NOTA:
El código superior evitará utilizar el scroll horizontal, además, puedes usar el siguiente estilo CSS: para ocultar el scroll horizontal.
Y será como si no existiera ningún scroll horizontal
Mi respuesta original: | {
"simhash": 14612902470000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7549926936,
"avg_line_length": 42.7708333333,
"char_rep_ratio": 0.093444227,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9442064166,
"max_line_length": 228,
"num_words": 593,
"perplexity": 3062.8,
"special_char_ratio": 0.2479298587,
"text_len": 2053,
"word_rep_ratio": 0.0034246575
} | 18,060,101,059,414,581,000 |
Q: ¿Cómo puedo conservar el formato de un dato obtenido con la función VLookup()? Tengo una hoja con datos en distintos formatos (fechas, decimales, texto, etc.).
Busco un valor (my_index) en un rango (lookup_range) y quiero recuperar el dato para escribirlo en una celda de otra hoja.
La macro funciona bien, pero cuando el valor que recupero por la función VLookup es una fecha y la copio a la otra hoja, pierde su formato.
Dim lookup_range As Range
Dim my_index, my_value As Variant
my_value = Application.VLookup(my_index, lookup_range, num_col, False)
Sheets(3).Cells(num_row, last_col_s1 + num_col - 1).Value = my_value
Por eso, cuando el dato en lookup_range es 02/05/2015, el dato copiado en la Hoja 3 se muestra como si fuera el número 41761.
Necesito conservar el formato original que tiene el valor en la Hoja 1 al ser copiado a la Hoja 3.
A: Las funciones "nativas" como vlookup() de Excel devuelven valores o información sobre una celda pero no ambos.
La alternativa es utilizar copiar y pegar o bien copiar y pegar especial en alguna de sus variantes. A continuación un ejemplo de copiar y pegar.
Sub ConservarFormato()
Dim rgOrigen As Range, rgDestino As Range
ActiveSheet.Activate
Set rgOrigen = Range("B1")
Set rgDestino = Range("F2")
rgOrigen.Copy Destination:=rgDestino
End Sub | {
"simhash": 3098925317000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7626990144,
"avg_line_length": 62.8095238095,
"char_rep_ratio": 0.0633587786,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8979972005,
"max_line_length": 162,
"num_words": 405,
"perplexity": 4151.3,
"special_char_ratio": 0.253222138,
"text_len": 1319,
"word_rep_ratio": 0
} | 16,405,914,718,574,055,000 |
Q: ¿Cómo ordenar alfabéticamente palabras con acentos en un array (arreglo)? Estoy tratando de ordenar alfabéticamente una variable de tipo array de la siguiente forma:
Código
$palabras = array(
'así',
'alfabeto',
'alfabético',
'año',
);
sort($palabras);
var_export($palabras);
Resultado
array (
0 => 'alfabeto',
1 => 'alfabético',
2 => 'así',
3 => 'año',
)
Pero como se ve, no funciona correctamente con los acentos y la "ñ", que deberían ordenarse como si no estuvieran los acentos, y con "n" < "ñ" < "o".
¿Cómo puedo hacer para ordenarlos alfabéticamente sin usar librerías externas?
A: Si tu servidor soporta lenguaje español (lo cual seguramente es así) :
$palabras = array(
'así',
'alfabeto',
'alfabético',
'año',
);
setlocale(LC_COLLATE, 'es_ES.utf8');
asort($palabras, SORT_LOCALE_STRING);
var_export($palabras);
tendrás como salida, ordenadas las palabras por orden alfabético:
array ( 2 => 'alfabético',
1 => 'alfabeto',
3 => 'año',
0 => 'así', )
Ver este ejemplo en acción aquí!
SORT_LOCALE_STRING - compara elementos como cadenas, basándose en la configuración regional en uso. Utiliza la configuración regional,
la cual puede cambiarse usando setlocale().
A: Para realizar una ordenación alfabética correcta, necesitas un algoritmo de ordenación multinivel. Dependiendo de tu instalación de PHP, puede que tengas acceso a la implementación de UCA (Algoritmo de Ordenación Alfabética de Unicode) de la librería ICU. Si no, te hará falta instalar la extensión php-intl.
Necesitarás un Collator configurado para español ("es"). Lo que hace este algoritmo, es separar la comparación conceptualmente en varios niveles, con distinta preferencia. Así, una diferencia en letra base es más importante que una diferencia en acentos, una diferencia en acentos es más importante que las diferencias de mayúsculas a minúsculas, ...
El objeto Collator es bastante configurable, puedes consultar en la documentación de PHP.
$palabras = array(
'así',
'alfabeto',
'alfabético',
'año',
);
$collator = collator_create("es");
$collator->sort($palabras);
var_export($palabras);
A: Sólo necesitas usar la clase Collator:
Proporciona la capacidad de comparar strings, con soporte para una ordenación apropiada, según la región.
Necesitarías hacer algo como lo siguiente:
$collator = \Collator::create('es_ES');
$collator->sort($palabras);
La lista se pasa por referencia, con lo que quedaría ordenada de la siguiente manera:
var_dump($palabras);
array(4) {
[0] => string(11) "alfabético"
[1] => string(8) "alfabeto"
[2] => string(4) "año"
[3] => string(4) "así"
}
Nótese que la clase Collator forma parte de la extensión de Funciones de internacionalización, que viene integrada en las versiones de PHP 5.3 y posteriores. Si estás usando una versión anterior de PHP, necesitas instalar esta extensión manualmente.
De todas formas, si quieres hacer un código lo más portable posible, siempre podrías hacer la comprobación de que la clase existe utilizando la función class_exists(), y si no, utilizar otro algoritmo más básico.
if (class_exists('\Collator') {
// utiliza la clase Collator...
} else {
// utiliza otro algoritmo...
}
A: Ésta es la solución que finalmente usé
Basándome en:
*
*La respuesta de ninjalj, que considero la mejor forma de ordenar alfabéticamente.
*La respuesta de Elenasys, que propuso la solución cuando no se cuenta con la clase Collator instalada. La parte que más me complicó, y por eso fue la respuesta aceptada.
Código
function ordenar_alfabeticamente(&$palabras) {
if (class_exists('\Collator')) {
// UCA (Algoritmo de Ordenación Alfabética de Unicode)
// Requiere la clase Collator de php-intl
//
$collator = collator_create( 'es_ES.utf8');
return $collator->sort($palabras);
} else {
// Intenta setear un localismo para usar sort()
setlocale(LC_COLLATE, 'es_ES.utf8', 'es_ES.UTF-8',
'Spanish_Modern_Sort', 'es', 'en_US.utf8', 'en');
return sort($palabras, SORT_LOCALE_STRING);
}
}
// EJEMPLO =============
$prueba = array(
'así',
'Alfabeto',
'alfabético',
'Año',
);
ordenar_alfabeticamente($prueba);
var_export($prueba);
*Tanto collator_create() como setlocale() deberían estar fuera de la función y ejecutarse 1 vez. Están ahí para simplificar el ejemplo.
Resultado
array (
0 => 'alfabético',
1 => 'Alfabeto',
2 => 'Año',
3 => 'así',
)
demo en ideone | {
"simhash": 16301076650000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6884715026,
"avg_line_length": 32.1666666667,
"char_rep_ratio": 0.0854423535,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9184299707,
"max_line_length": 350,
"num_words": 1376,
"perplexity": 2135.9,
"special_char_ratio": 0.3180051813,
"text_len": 4632,
"word_rep_ratio": 0.0716898317
} | 14,737,147,133,404,051,000 |
Q: Redimensionar iframe con base a su contenido ¿Cómo puedo lograr que cada que el contenido aumente o disminuya de tamaño, se ajuste el iframe que lo contiene?
Si existe algún plugin JQuery, JavaScript puro o una solución sencilla sería de gran aporte puesto que lo que sólo logro hacer es que se adapte al contenido una vez que terminó de cargar, pero no cada que se modifica.
Adjunto el código que tengo al momento:
document.getElemenById('iframeToResize').onload = function() {
var newheight = this.contentWindow.document.body.scrollHeight,
newwidth = this.contentWindow.document.body.scrollWidth;
this.height = (newheight) + 'px';
this.width = (newwidth) + 'px';
};
<div id="iframeDiv">
<iframe src="" width="100%" height="100px" id="iframeToResize" marginheight="0" frameborder="0"></iframe>
</div>
Fuentes de apoyo:
*
*How can I detect whether an iframe is loaded? - Stack Overflow
*Adjust width height of iframe to fit with content in it - Stack Overflow
A: Puedes tener acceso al <iframe> desde el contenido de este (siempre y cuando sean del mismo dominio):
var iframe = window.parent.document.getElementById('miIframe');
Para tu caso particular, deberías tener algo similar a:
window.onresize = function() {
var iframe = window.parent.document.getElementById('miIframe');
iframe.style.width = window.style.width;
iframe.style.height = window.style.height;
}
Toma en cuenta los valores de margin del contenido del iframe para que el cálculo sea mas preciso.
Prueba y déjame saber.
A: Podrías usar Seamless.js, la encontrás muy útil para los IFrames.
Es excelente para poder trabajar con contenido dinámico.
A: Prueba con la librería FIT.js. Esta librería utiliza las propiedades scale de css3 para redimensionar un div o cualquier elemento del dom basado en su posición y dimensiones originales para mantener las proporciones adecuadas.
Link a la librería | {
"simhash": 9887787563000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.767735155,
"avg_line_length": 43.25,
"char_rep_ratio": 0.0575501584,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8264683485,
"max_line_length": 229,
"num_words": 563,
"perplexity": 3250,
"special_char_ratio": 0.2369942197,
"text_len": 1903,
"word_rep_ratio": 0.036101083
} | 12,214,182,808,967,602,000 |
Q: Yii2: JsonParse no funciona por default El punto es que al acceder a mi controlador Entrenamiento por medio del navegador (URL), éste me devuelve formato XML a menos que especifique en la petición Content-type: application/json. Según la documentación esto debería funcionar por default (JsonParse) al establecerlo en el archivo de configuración.
Dejo la configuración en mi archivo frontend/config/main.php:
$params = array_merge(
require(__DIR__ . '/../../common/config/params.php'),
require(__DIR__ . '/../../common/config/params-local.php'),
require(__DIR__ . '/params.php'),
require(__DIR__ . '/params-local.php')
);
return [
'id' => 'app-frontend',
'basePath' => dirname(__DIR__),
'bootstrap' => ['log'],
'controllerNamespace' => 'frontend\controllers',
'components' => [
'user' => [
'identityClass' => 'common\models\User',
'enableAutoLogin' => true,
],
'log' => [
'traceLevel' => YII_DEBUG ? 3 : 0,
'targets' => [
[
'class' => 'yii\log\FileTarget',
'levels' => ['error', 'warning'],
],
],
],
'urlManager' => [
'enablePrettyUrl' => true,
'enableStrictParsing' => true,
'showScriptName' => false,
'rules' => [
['class' => 'yii\rest\UrlRule', 'controller' => 'entrenamiento'],
'<controller:\w+>/' => '<controller>/index',
'<controller:\w+>/<id:\d+>' => '<controller>/view',
'<controller:\w+>/<action:\w+>' => '<controller>/<action>',
'<controller:\w+>/<action:\w+>/<id:\d+>' => '<controller>/<action>',
],
],
'request' => [
'parsers' => [
'application/json' => 'yii\web\JsonParser',
]
],
'errorHandler' => [
'errorAction' => 'site/error',
],
],
'params' => $params,
];
En mi controlador (frontend/controllers/EntrenamientoController.php) tengo:
namespace frontend\controllers;
use yii\rest\ActiveController;
/**
* Entrenamiento controller
*/
class EntrenamientoController extends ActiveController
{
public $modelClass = 'common\models\Entrenamiento';
}
A: Algunos ejemplos para retornar en formato json desde un controlador pueden ser de estas maneras:
Directamente desde una acción
use Yii;
use yii\web\Response;
...
public function actionIndex()
{
Yii::$app->response->format = Response::FORMAT_JSON;
}
Si hay mas acciones que necesitan retornar en formato json configurar su controlador de esta manera
/**
* @inheritdoc
*/
public function behaviors()
{
return [
[
'class' => ContentNegotiator::className(),
'only' => ['index', 'view']
'formats' => [
'application/json' => Response::FORMAT_JSON,
],
],
];
}
Si es una RESTful API lo puede hacer desde la configuración general de Yii
'contentNegotiator' => [
'class' => ContentNegotiator::className(),
'formats' => [
'application/json' => Response::FORMAT_JSON,
'application/xml' => Response::FORMAT_XML,
],
], | {
"simhash": 4509249506000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.561942822,
"avg_line_length": 31.2788461538,
"char_rep_ratio": 0.1627620222,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.3601619005,
"max_line_length": 349,
"num_words": 761,
"perplexity": 2589.4,
"special_char_ratio": 0.4389794036,
"text_len": 3253,
"word_rep_ratio": 0.0505319149
} | 15,928,465,186,651,013,000 |
Q: Cómo puedo probar una función disparadora (activador) en Google Apps Script Google Apps Script soporta disparadores (Triggers), también llamados activadores, que pasan eventos (Events) a las funciones disparadoras/activadoreas para disparar/activar funciones. Lamentablemente el ambiente de desarrollo no permite probar las funciones sin pasar parámetros así que no es posible simular un evento de esa forma. Cuando se intenta, resulta un error como:
ReferenceError: 'e' is not defined.
Uno puede tratar el evento como un parámetro opcional e insertar un valor predeterminado en la función disparadora usando las técnicas de "Is there a better way to do optional function parameters in Javascript?". Pero esto introduce el riesgo de que un programador perezoso (¿Quién dijo yo?) dejara ese código con efectos colaterales no intencionados.
Con toda seguridad hay mejores maneras.
Referencias
Basado en How can I test a trigger function in GAS? por Mogsdad edición de 2014-11-14 19:40:55Z
A: Escribe una función de prueba que pase un evento simulado a la función disparadora. Aquí se incluye un ejemplo que prueba un función disparadora onEdit(). Esta pasa un objeto de evento con toda la información descrita para "Spreadsheet Edit Events" en Understanding Events.
Para usarla, estable una interrupción en tu función objetivo onEdit, selecciona la función test_onEdit y haz clic sobre Debug.
/*
* Función de prueba para onEdit. Pasa un objento de evento para simular una
* edición a una celda en una hoja de cálculo
*
* Para actualizaciones revisar
*
* Véase
*
*/
function test_onEdit() {
onEdit({
user : Session.getActiveUser().getEmail(),
source : SpreadsheetApp.getActiveSpreadsheet(),
range : SpreadsheetApp.getActiveSpreadsheet().getActiveCell(),
value : SpreadsheetApp.getActiveSpreadsheet().getActiveCell().getValue(),
authMode : "LIMITED"
});
}
Si tienes curiosidad, esto fue escrito para probar la función onEdit para Google Spreadsheet conditional on three cells.
A continuación está una función para eventos de envío de formularios en la hoja de cálculo. Este construye un evento simulado leyendo datos del envío de formulario. Esto fue escrito originalmente para Getting TypeError in onFormSubmit trigger?.
/**
* Función de prueba para funciones disparadoras en hojas de cálculo de
* envío de formularios.
* Recorre el contenido de la hoja, creando eventos de envío de formulario
* simulados
*
* Para actualizaciones revisar:
*
* Véase
*
*/
function test_onFormSubmit() {
var dataRange = SpreadsheetApp.getActiveSheet().getDataRange();
var data = dataRange.getValues();
var headers = data[0];
// Inicia en la fila 1, saltando los encabezados en la fila 0
for (var row=1; row < data.length; row++) {
var e = {};
e.values = data[row].filter(Boolean); // filtro:
e.range = dataRange.offset(row,0,1,data[0].length);
e.namedValues = {};
// Recorre los encabezados para crear un objeto namedValues
// NOTA: todos los namedValues son arreglos.
for (var col=0; col<headers.length; col++) {
e.namedValues[headers[col]] = [data[row][col]];
}
// Pasar el evento simulado a onFormSubmit
onFormSubmit(e);
}
}
Consejos
Cuando se simulen eventos, tener cuidado de empatar los objetos de evento documentos los mas preciso que sea posible.
*Si se quiere validar la documentación, se pueden registrar los eventos recibidos de la función disparadora.
Logger.log( JSON.stringify( e , null, 2 ) );
*En eventos de envío de formularios en una hoja de cálculo:
*todos los valores namedValues son arreglos.
*Las marcas de tiempo son cadenas, y su formato será localizado a la localización del formulario. Si se lee desde la hoja de cálculo con el formato predeterminado*, ellos serán objetos de fecha. Si la función disparadora depende en el formato de cadena de la marca de tiempo (lo cual es una mala idea), tener cuidado de asegurarse que se simula el valor apropiadamente.
*Si en la hoja de cálculo hay columnas que no están en el formulario, la técnica en este código simulará un "evento" con esas valores adicionales incluídos, lo cual no es lo que se recibirá de un envío de formulario.
*Como fue reportado enIssue 4335, el arreglo de valores saltará las respuestas en blanco (en "nuevos formularios" + "nueva hoja de cálculo"). El método filter(Boolean) es usado para simular este comportamiento.
*Una celda con formato "texto plano" preservará la fecha como una cadena, y no es una buena idea.
Referencias
Respuesta de Mogsdad edición de 2014-12-03 17:16:57Z. | {
"simhash": 8324017828000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7625272331,
"avg_line_length": 52.7586206897,
"char_rep_ratio": 0.0757476534,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9073392749,
"max_line_length": 454,
"num_words": 1386,
"perplexity": 3159.2,
"special_char_ratio": 0.2464052288,
"text_len": 4590,
"word_rep_ratio": 0.0319535221
} | 7,172,804,051,536,330,000 |
Q: ¿Por qué char, hex, muestra ffffff? Tengo un char [], con el nombre de buffer, los datos son almacenados usando un ifstream en modo binary mode,
void File::mostrarBuffer(){
for (int a = 0; a < std::strlen(buffer); a++){
std::cout << std::hex << ((int)buffer[a]) << std::endl;
}
std::cout << "===" << std::endl;
for (int a = 0; a < std::strlen(buffer); a++){
std::cout << buffer[a] << std::endl;
}
char charTest = '\211';
std::cout << "===" << std::endl;
std::cout << std::hex << (int)charTest << std::endl;
std::cout << std::hex << (int)buffer[0] << std::endl;
}
El shell muetra lo siguiente:
ffffff89
50
4e
47
===
\211
P
N
G
===
ffffff89
ffffff89
Parte de fichero en hexdump ("little-endian"):
0000000 5089 474e 0a0d 0a1a 0000 0d00 4849 5244
¿Por qué imprime ffffff89 y no 89, y solo en el primer elemento del char []?
A:
Jonathan Wood
Porque su char es signed, trate de hacer casting hacia unsigned.
esta forma trabaja para mi:
std::cout << std::hex << ((unsigned int)(unsigned char)buffer[a])
<< std::endl; | {
"simhash": 4658447493000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6205607477,
"avg_line_length": 23.2608695652,
"char_rep_ratio": 0.1394910462,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.3634882867,
"max_line_length": 147,
"num_words": 345,
"perplexity": 1644.2,
"special_char_ratio": 0.4327102804,
"text_len": 1070,
"word_rep_ratio": 0.2113095238
} | 5,563,779,875,218,094,000 |
Q: ¿Cómo verificar que un archivo exista en Python? Usando Python, ¿cómo verifico si un archivo existe?, sin usar la sentencia try.
Pregunta original:
*Check whether a file exists using Python de spence91
A: Puedes usar os.path.isfile:
Retorna True si la ruta es un archivo regular existente. Sigue los links simbólicos
, de tal manera que islink() y isfile() pueden ser verdaderos para la misma ruta.
import os.path
os.path.isfile(fname)
Si necesitas estar seguro de que es un archivo.
Respuesta original:
* de rslite
Puedes utilizar el método indicado por @campussano haciendo uso de os.path.exists():
import os.path as path
if path.exists(file):
# código
La diferencia con isfile() es que os.path.exists() retornará True para archivos y carpetas
Puedes usar el método presentado por @toledano usando el módulo unipath el cual no viene incluído en Python y es necesario instalar previamente:
$ pip install unipath
Ejemplo:
from unipath import Path
f = Path('ejemplo.txt')
f.exists()
En general el uso de unipath.Path se me hace más simple que os.path, sobre todo a la hora de crear rutas.
# con os.path
os.path.join(A, B)
# con unipath.Path
Path(A, B)
A: Creo que también puedes utilizar:
import os.path as path
if (path.exists(file)):
#todo::
A: El módulo Unipath también tiene un método .exists().
from unipath import Path
f = Path('ejemplo.txt')
f.exists()
En general el uso de unipath.Path se me hace más simple que os.path, sobre todo a la hora de crear rutas.
# con os.path
os.path.join(A, B)
# con unipath.Path
Path(A, B)
A: Complementando las respuestas, esta es la forma en que yo verifico exista un archivo en Python:
import os
if os.path.isfile(archivo):
isFile() retorna true con archivos o directorios.
os.path.isfile(path)
Regresa true si la ruta es un archivo existente. Esto sigue
los enlaces simbólicos, por lo tanto IsLink () y isfile () puede
ser verdadero para la misma ruta. | {
"simhash": 2949699675000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7514182568,
"avg_line_length": 25.5131578947,
"char_rep_ratio": 0.0720207254,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9481728673,
"max_line_length": 144,
"num_words": 606,
"perplexity": 2805.1,
"special_char_ratio": 0.2496132027,
"text_len": 1939,
"word_rep_ratio": 0.2177554439
} | 8,798,800,376,722,799,000 |
Q: ¿Cómo obtener la profundidad de color en bits de una imagen? En Python, ¿cómo puedo conocer la profundidad de color en bits de una imagen digital almacenada en un fichero TIFF? Por ejemplo: 8, 16, 32 bits, etc.
Un enfoque habitual es utilizar la biblioteca PIL para cargar los datos de imagen; sin embargo, al crear un objeto de imagen de esta forma, los métodos asociados a ese objeto dependerán del tipo de imagen cargada, por lo que algunos métodos como bits o _getexif no están disponibles para imágenes TIFF. Con este enfoque también se tiene el método mode que arroja información relacionada con el tipo de dato almacenado por píxel; es útil, pero generalizar la extracción de la profundidad de color en bits quizá requiera de una función menos sencilla de lo que se cree, pues existen muchas combinaciones para los modos.
A: Si solo necesitas saber la profundidad en bits de la imagen, puedes leer e interpretar la cabecera del fichero TIFF con Python puro para poder obtener el dato. Necesitas el módulo struct (está en la librería estándar) como única dependencia.
El siguiente código es un ejemplo que creo que funciona, lo he probado con cuatro tipos de tiff distintos,
*
*monocromático (1 bit/pixel)
*escala de grises (normalmeente 4 u 8 bits/pixel)
*paleta de colores (normalmente 8 bits/pixel)
*RGB (24 bits, 3 bytes/pixel)
.
import struct
def get_tiff_depth(filename):
bits_per_sample=1
samples_per_pixel=1
photometric_interpretation = None
with open(filename, 'rb') as f:
byte_order = f.read(2)
if byte_order == 'II':
prefix = '<'
elif byte_order == 'MM':
prefix = '>'
else:
raise ValueError('El fichero no parece ser un TIFF')
(magic_number, offset) = struct.unpack(prefix + 'hI', f.read(6))
if magic_number != 42:
raise ValueError('El fichero no parece ser un TIFF')
f.seek(offset)
num_entries, = struct.unpack(prefix+'h', f.read(2))
for i in range(num_entries):
tag = f.read(12)
(id_tag, type_tag, num_values, value) = struct.unpack(prefix+'hhii', tag)
if id_tag == 258:
bits_per_sample = value
if id_tag == 262:
photometric_interpretation = value
elif id_tag == 277:
samples_per_pixel = value
if photometric_interpretation == 2: # rgb:
return 24
else:
return bits_per_sample * samples_per_pix
Nota: Puedes obtener más información de la estructura interna de los ficheros TIFF aqui, pero es aburrido con ganas.
A: Alguna vez he usado ImageMagick para alguna cosa y consultas por ejemplo identify -verbose name.png y aunque no se mucho de Python creo que PythonMagick esta relacionado con esta asi que creo que usted podria usarlo de esta manera:
import PythonMagick
image = PythonMagick.Image("YouFileName")
print image.depth()
A: Usando la librería de imágenes de Python, PIL hay un método llamado bits que te da esa información, aunque yo nunca la he usado con imágenes TIFF.
import Image
imagen = Image.open("foto.jpg")
im.bits | {
"simhash": 5334526410000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6984076433,
"avg_line_length": 49.0625,
"char_rep_ratio": 0.0734589588,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8692513704,
"max_line_length": 617,
"num_words": 878,
"perplexity": 3039.1,
"special_char_ratio": 0.3121019108,
"text_len": 3140,
"word_rep_ratio": 0.0299194476
} | 16,874,625,669,236,842,000 |
Q: Conseguir objeto de un array proporcionando un atributo del objeto Tengo un array de objetos como el siguiente:
var nicknames = []
nicknames.push( {id:"100", name:"Juan"} , {id:"200", name:"Mateo"} );
¿Cómo puedo obtener los datos de uno de los objetos del array nicknames suministrándole el nombre o el ID de dicho objeto?
Pregunta original: Javascript get corresponding key/value from object
A: Existe una solución muy sencilla para eso, se trata del método filter disponible de forma nativa en todos los arrays Referencia en la MDN:
var results = nicknames.filter(function (nickname) { return nickname.id == '200'; });
var firstObj = (results.length > 0) ? results[0] : null;
Nota:
El método filter devuelve un array con todos para los elementos que se cumple la condición, con lo que se ha de comtemplar que no exista el elemento o que existan varios.
A: Tomando en cuenta que tenemos la variable de la siguiente forma:
var nicknames= [
{id:"100", nickname:"Juan"},
{id:"200", nickname:"Mateo"}
];
Solución 1 - Nativo Js
A través del uso Array.prototype.filter:
/**
* Devolverá un arreglo con el objeto a buscar o uno vacio si no lo encuentra.
*/
var nickname = nicknames.filter(function(nickname) {
return nickname.id === "100";
});
A través del uso Array.prototype.reduce:
/**
* Devolverá el arreglo requerido o null si no lo encuentra.
*/
var nickname = nicknames.reduce(function(value, nickname) {
return nickname.id === "100" ? nickname : null;
}, null);
Solución 2 - Uso de prototype
Otro método es y el cual a mi me gusta mucho, es el uso de prototype. Quedaría algo como lo siguiente:
/**
* Devolverá el objeto que coincida con la llave-valor indicados como
* argumentos de la función.
*
* @param String column El nombre de la columna o llave de referencia
* @param Any value El valor buscado sobre la columna indicada
* @return [Object|Null] Devolverá null en caso de no hallar coincidencia, en caso contrario devolverá el objeto coincidente
*/
Array.prototype.findBy = function (column, value) {
for (var i=0; i<this.length; i++) {
var object = this[i];
if (column in object && object[column] === value) {
return object;
}
}
return null;
}
El ejemplo de uso quedaría de la siguiente forma:
var nickname = nicknames.findBy('id', '100');
Solución 3 - Uso de librerías
Puedes utilizar una librería como Underscore.js que te brinde herramientas como esas para un filtrado de datos. Ejemplo:
var nickname = _.findWhere(nicknames, {id: "100"});
Documentación oficial de _.findeWhere() (en inglés)
A: ECMAScript 2015 (ES6) provee la función find()
Ejemplo de uso:
function buscar_item_por_id(id){
return items.find(function(item){
return item.id === id;
});
}
A: Como ya mencionó Jorge Pastrano la forma más fácil y nativa de hacer una selección sobre el arreglo es usando la función filter:
var resultados = nicknames.filter(function (nickname) {
//return {expresion booleana},
});
Donde {expresión booleana} puede ser una comparación con la propiedad id o name según lo necesites
resultados queda asignado con un nuevo arreglo solo con los objetos filtrados.
Sin embargo para navegadores que no soporten esta función (por ejemplo IE8 o menor) se puede usar el siguiente polyfill (extraido de la documentación de filter)
if (!Array.prototype.filter) {
Array.prototype.filter = function(fun/*, thisArg*/) {
'use strict';
if (this === void 0 || this === null) {
throw new TypeError();
}
var t = Object(this);
var len = t.length >>> 0;
if (typeof fun !== 'function') {
throw new TypeError();
}
var res = [];
var thisArg = arguments.length >= 2 ? arguments[1] : void 0;
for (var i = 0; i < len; i++) {
if (i in t) {
var val = t[i];
// NOTE: Technically this should Object.defineProperty at
// the next index, as push can be affected by
// properties on Object.prototype and Array.prototype.
// But that method's new, and collisions should be
// rare, so use the more-compatible alternative.
if (fun.call(thisArg, val, i, t)) {
res.push(val);
}
}
}
return res;
};
} | {
"simhash": 3693461834000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6584650113,
"avg_line_length": 35.1587301587,
"char_rep_ratio": 0.0909296539,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7530111074,
"max_line_length": 170,
"num_words": 1151,
"perplexity": 2503.8,
"special_char_ratio": 0.3516930023,
"text_len": 4430,
"word_rep_ratio": 0.0140105079
} | 6,570,034,665,426,515,000 |
Q: ¿Convertir una fecha a timestamp? ¿Cómo puedo obtener en PHP una fecha en formato de timestamp?
$fecha = "2015-12-06";
echo TIMESTAMP($fecha);
A: Puedes usar una de las dos siguientes formas de obtener el timestamp:
FORMA #1: Estilo estructurado
// Usa el método strtotime()
$timestamp = strtotime($fecha);
FORMA #2: Estilo orientado a objetos
// DateTime class.
$date = new DateTime($fecha);
$timestamp = $date->getTimestamp();
NOTA ACERCA DEL RENDIMIENTO:
El estilo estructurado ( método strtotime() ) es más eficiente que el estilo orientado a objetos ( clase DateTime ).
Puedes ver un interesante benckmark de estas dos formas de obtener el timestamp aquí:
Mi respuesta original:
A: Si quieres guardar el texto en $fecha con formato de timestamp, utiliza la función strtotime(). Una vez que guardes en una variable el resultado de la función con tu fecha como parámetro, puedes manipularla como cualquier timestamp. Entonces para obtener tu variable fecha con formato de timestamp sería así:
$fecha="2015-12-06";
$variableTimestamp=strtotime($fecha);
Una vez convertida a $variableTimestamp, puedes manipularla como timestamp, como por ejemplo para cambiar el formato de impresión. Ejemplo:
echo date("d/m/Y", $variableTimestamp);
//Resultado: 06/12/2015 | {
"simhash": 4287176629000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7677873339,
"avg_line_length": 34.5675675676,
"char_rep_ratio": 0.0858267717,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9542533159,
"max_line_length": 311,
"num_words": 400,
"perplexity": 3649.8,
"special_char_ratio": 0.2525410477,
"text_len": 1279,
"word_rep_ratio": 0.010230179
} | 11,639,672,066,048,346,000 |
Q: ¿Hay algún modo para correr en "sandbox" un eval en JavaScript? Yo sé que por años, no ha existido ninguna manera de usar eval en JavaScript sin conceder acceso a toda la aplicación al código ejecutado en el eval.
Por lo que no es posible usar eval con código posiblemente no confiable. Es por ello que la opción de unsafe-eval existe en CSP (content security policy), por ejemplo.
Mi pregunta es ¿Ya existe un modo para hacer más seguro el eval? ¿Quizás con ECMAScript 5 o 6?
En un aplicación nueva, me gustaría permitir usuarios usar el eval, sin concederles todos los permisos. Lo ideal será que solo pudieran interactuar con un parte específica del DOM, y variables locales.
¿Es un sueño?
A: La solución para conseguir un entorno realmente aislado podría ser la que usan herramientas online tipo o .
Pasa por usar iframes y dentro del frame devolver el código en una etiqueta script (no es necesario el eval). En ese caso se aplican las políticas de mismo origen (same-origin policy), con lo que se deberá servir el código huésped (la página web externa) bajo un dominio o subdominio diferente de la página invitada (la que contiene el código que se quiere ejecutar de forma aislada).
Ejemplo:
Huésped: en el dominio safe.domain.com
<html>
<body>
<!-- código de la aplicación huesped -->
<iframe src="//sandbox.domain.com">
</body>
</html>
Invitado: en el dominio sandbox.domain.com
<html>
<body>
<script>
<!-- Script de origen no seguro -->
</script>
</body>
</html>
El código script no seguro se subiría de por parte de los usuarios una DB (por ejemplo), y se devolvería de forma dinámica desde el dominio sandbox.domain.com en el ejemplo.
Nota:
De esta forma, no se podría interactuar con el resultado del código ejecutado en el frame invitado.
A: Mozzilla está trabajando en los XPCOM, que son similares a loa COM de Windows, para permitir ejecutar ese tipo de sentencias en un Sandbox personalizado mediante la función evalInSandbox
Mientras no esté listo, la opción más viable de momento es generar el contenido a evaluar mediante un parsing excesivamente restrictivo y con salida extremadamente limitada en cuanto a tags aceptables, pues incluso el url's e imágenes se puede agregar código ejecutable, y muy importante es el idealmente no procesar javascript, pues si se hace inserción se corre el riesgo de que se ejecute al hacer F5, incluso antes de ser evaluado.
A: Propuesta HTML5 (IE10+)
El atributo sandbox del elemento iframe nos da exactamente lo que necesitamos para ajustar las restricciones sobre el contenido enmarcado. Podemos instruir al navegador para que cargue el contenido de un iframe específico en un entorno de privilegios bajos.
Utilizando sandbox="allow-scripts" sobre un iframe, habilitamos al documento enmarcado la posibilidad de ejecutar JavaScript (pero no de crear popups).
Cuando el documento enmarcado tiene el mismo origen que la página principal, se recomienda encarecidamente que no utilicemos allow-scripts y allow-same-origin al mismo tiempo, ya que esto permitiria que el documento enmarcado elimine, mediante programación, el atributo sandbox.
Aprovechando la API postMessage, el documento padre y el enmarcado pueden intermediar la comunicación entre ellos publicando mensajes y escuchando respuestas.
Ejemplo:
Archivo index.html:
<!-- Documento padre -->
<!DOCTYPE html>
<html>
<head>
<style>
textarea {
display: block;
width: 300px;
height: 150px;
}
iframe {
display: none;
}
</style>
</head>
<body>
<textarea id="codigo">
function sumar(a, b) {
return a + b;
}
sumar(1, 2);
</textarea>
<button id="ejecutar">Ejecutar</button>
<iframe id="sandbox" src="sandbox.html" sandbox="allow-scripts"></iframe>
<script>
var sandbox = document.getElementById('sandbox');
var codigo = document.getElementById('codigo');
// Suscribimos al click del boton
document.getElementById('ejecutar').addEventListener('click', function () {
// Enviamos el mensaje sin especificar el origen (*)
sandbox.contentWindow.postMessage(codigo.value, '*');
});
// Escuchamos la respuesta del frame
window.addEventListener('message', function (evt) {
// Normalmente se debe verificar el origen del mensaje es de la fuente esperada
if (evt.data && (
(evt.origin === "null" && evt.source === sandbox.contentWindow) ||
evt.origin === (window.location.protocol + "//" + window.location.host))
) {
alert('Result: ' + evt.data);
}
});
</script>
</body>
</html>
Archivo sandbox.html:
<!-- Documento enmarcado -->
<!DOCTYPE html>
<html>
<head>
<script>
window.addEventListener('message', function (evt) {
// Se debe validar que el origen del mensaje sea el esperado.
// En este caso esperamos que sea el mismo origen.
if (evt.origin !== (window.location.protocol + "//" + window.location.host)) {
return;
}
var resultado = '';
try {
resultado = eval(evt.data);
} catch (e) {
resultado = 'eval() arrojo una excepción.';
}
evt.source.postMessage(resultado, evt.origin);
});
</script>
</head>
</html>
El código evaluado no tiene acceso a información sensible como cookies, no tiene acceso al DOM del documento padre, no puede cargar complementos, abrir ventanas nuevas o cualquiera de otras actividades molestas o maliciosas.
Lectura recomendada:
Play safely in sandboxed IFrames (en Ingles) | {
"simhash": 3433192808000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7124509454,
"avg_line_length": 48.3275862069,
"char_rep_ratio": 0.0502054672,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.91798383,
"max_line_length": 435,
"num_words": 1670,
"perplexity": 2059.3,
"special_char_ratio": 0.2900463789,
"text_len": 5606,
"word_rep_ratio": 0.0325105358
} | 734,589,389,251,573,600 |
Q: ¿Cómo crear reportes personalizados en Django? ¿Cómo puedo crear reportes personalizados en Django que se puedan filtrar por fecha, y varios campos de un modelo?
Adicionalmente, quisiera poder exportarlos en formato de Excel, Word, o PDF.
¿Hay alguna forma de hacer también esto?
A: Tu pregunta es bastante amplia, sin embargo trataré de explicarla de la forma mas general que me sea posible.
Una forma en la que puedes generar reportes en las vistas de Django es mediante el objeto HttpResponse y usando las cabeceras necesarias. Por ejemplo, para generar un PDF o un CSV (observa la diferencia en sus content_type):
# PDF
response = HttpResponse(content_type='application/pdf')
response['Content-Disposition'] = 'attachment; filename="reporte.pdf"'
# CSV
response = HttpResponse(content_type='text/csv')
response['Content-Disposition'] = 'attachment; filename="reporte.csv"'
Eso es en general, lo que debes hacer para exportar en el formato que deseas. Para usar la información de tus modelos solo tendrías que iterar y presentar la información de acuerdo a lo que necesites y finalmente retornar el objeto HttpResponse para su descarga, de esta forma y tomando como ejemplo un archivo CSV tu vista podría mas o menos verse asi:
import csv
from django.http import HttpResponse
def exportar_csv(request):
# Crear el objeto HttpResponse con sus cabeceras
response = HttpResponse(content_type='text/csv')
response['Content-Disposition'] = 'attachment; filename="reporte.csv"'
# Se usa el response como un "archivo" destino
writer = csv.writer(response)
# Obtener los objetos que deseas exportar e iterar
objetos = MiModelo.objects.all()
for objeto in objetos:
row = [
objeto.campo_1,
objeto.campo_2
objeto.campo_3
]
writer.writerow(row)
return response
En este caso hemos usado la librería csv que ya viene dentro de las librerías de Python por defecto. Para Excel, Word, y PDF deberías buscar que módulos se acercan a lo que estás tratando de hacer ya que no existen librerías "pre-instaladas" y puede ser muy subjetivo.
Puedes intentar con las siguientes:
*Para PDF: ReportLab, PyPDF2
*Para Excel: XslxWriter, pyExcelerator
*Para Word: python-docx
*Para formatos tabulares: Tablib (contribución de @Jeasoft)
Actualización:
Para filtrar los resultados por fecha y otros campos de tu modelo, lo que puedes hacer es crear un formulario para tu reporte usando un ModelForm y filtrar esos resultados en tu vista. En un archivo (normalmente se usa forms.py):
# forms.py
from django.forms import ModelForm
from miapp.models import MiModelo
class MiModeloForm(ModelForm):
class Meta:
model = MiModelo
fields = ['fecha', 'campo_x', 'campo_y']
En tu template:
# mitemplate.html
<form method="post">
{% csrf_token %}
{{ form.as_p }}
<input type="submit" value="Submit" />
</form>
La vista actualizada con el formulario:
import csv
from django.shortcuts import render
from django.http import HttpResponse
from miapp.forms import MiModeloForm # El formulario que creaste
def exportar_csv(request):
form = MiModeloForm()
if request.method == 'POST':
form = MiModeloForm(request.POST)
if form.is_valid():
# Obtener los objetos que deseas exportar e iterar
# filtrado por los campos del formulario
objetos = MiModelo.objects.filter(
fecha=form.cleaned_data.get('fecha'),
campo_x=form.cleaned_data.get('campo_x'),
campo_y=form.cleaned_data.get('campo_y')
)
# Crear el objeto HttpResponse con sus cabeceras
response = HttpResponse(content_type='text/csv')
response['Content-Disposition'] = 'attachment; filename="reporte.csv"'
# Se usa el response como un "archivo" destino
writer = csv.writer(response)
for objeto in objetos:
row = [
objeto.campo_1,
objeto.campo_2
objeto.campo_3
]
writer.writerow(row)
return response
return render(request, 'mitemplate.html', {'form': form})
A: Usa django-import-export, tiene soporte para bastantes formatos, no incluye PDF, tiene Mixins para acciones por medio de botones en la interfaz, y una buena documentación. | {
"simhash": 15936865290000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6982073973,
"avg_line_length": 40.8055555556,
"char_rep_ratio": 0.0952705775,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8144596219,
"max_line_length": 353,
"num_words": 1207,
"perplexity": 2712.3,
"special_char_ratio": 0.3033809848,
"text_len": 4407,
"word_rep_ratio": 0.2070116861
} | 9,302,189,942,209,423,000 |
Q: ¿Por qué dos números que son distintos se evalúan como iguales en Javascript?
Pregunta Original: Why are two different numbers equal in JavaScript?
Estuve jugando un poco con la consola y se me ocurrió probar lo siguiente:
var num1 = 0x100000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000000;
var num2 = 0xFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFFF;
console.log(num1 == num2)
Y me sorprendió que realmente esta comparación se evalúa como verdadera (pueden probarla en consola).
¿Por qué pasa esto? Está claro que son números diferentes (el segundo tiene un dígito menos que el primero; si llego a agregar una F al segundo o un 0 al primero la comparación ya es falsa, pero mientras tanto, es verdadera).
A: Todos los números en JavaScript se representan internamente como números de punto flotante de precisión doble (ver §4.3.19 en la especificación), Esto quiere decir que uno puede representar exactamente cualquier número entre 0 y 9007199254740992 (hexadecimal 0x20000000000000, o lo que es lo mismo 2^53). Lo mismo ocurre para los números negativos: van de 0 a -9007199254740992. Si uno prueba agregar 1 (o restar 1 para los negativos) se da cuenta de que el número que queda es el mismo, pero si uno intenta agregar 2 se da cuenta de que el número cambia. Esto es por cómo es la mantisa en el estándar IEEE754.
Observe:
console.log(9007199254740992 === 9007199254740993)
Agregando otra F al segundo número (cuando lo representaste en hexa, estás cambiando no solo la mantisa sino también el exponente (el número es 4 órdenes mayor al otro), y por esto sí evalúa distinto.
a partir de la vesion de ECMAScript 2015 se incluyo una constante para obtener el número mas
grande seguro*
Number.MAX_SAFE_INTEGER, ademas de Number.isSafeInteger()
A: No se necesitan tantos '0's y 'F's. En realidad la igualdad comienza con solo 14 '0's y 'F's incluso con el operador ===
0x100000000000000 === 0xFFFFFFFFFFFFFF
La explicación es simple, en realidad esos dos números son iguales y por lo tanto la comparación es correcta de la misma manera que la siguiente igualdad también produce true
1 === 1.0
Simplemente son dos formas diferentes de expresar el mismo número.
Ambas representaciones hexadecimales evalúan al mismo número lo cual puede ser demostrado simplemente ejecutando en consola.
0x100000000000000
0xFFFFFFFFFFFFFF
Lo cual evalúa ambos a:
72057594037927940
72057594037927940
En el caso de la versión con muchos '0's o 'F's ambas expresiones evalúan al sgte número:
1.3407807929942597e+154
A: Cuando representas cualquier Número de punto flotante con doble precisión IEEE754 internamente se tiene algo como:
0111 1111 1111 2222
2222 2222 2222 2222
2222 2222 2222 2222
2222 2222 2222 2222
Donde (0) es bit de signo (0=positivo, 1=negativo), (1) los bits de exponente, y (2) los bits de matisa.
Si en JavaScript comparas 0.5 == 5 * 0.1 vas a obtener true incluso cuando esa operación tiene la imprecisión característica de los puntos flotantes (es decir: algo de error vas a tener). Muchos lenguajes (JavaScript entre ellos) toleran un cierto error en el último bit de una comparación en la mantisa (claro, a mismo exponente y mismo signo).
Lo normal es que el esquema de punto flotante guarda el exponente como un número entre 1024 y -1023 (o al menos así debe entenderse), mientras que la mantisa debe entenderse como un número entre 0 y 0.111111... para dar un número como 0.1b * 2 ^ 12 lo que equivale a calcular 0.5 * 4096 en base decimal. La mantisa, en este sentido, siempre va a ser menor a 1 y se va a guardar de tal forma que el primer dígito (en base binaria) es un 1. Para que esto ocurra, se hace un proceso llamado normalización en el cual corremos el exponente tantos números necesarios como "comas" queramos mover en el número hasta poder armar una mantisa cuyo primer dígito fraccionario en binario sea un 1 (lo cual algunas veces no se puede hacer, y se refleja eso viendo que el exponente, en binario, es 000 0000 0000 y no se puede "bajar" más). En este sentido, siempre que el exponente no sea 000 0000 0000 el número se habrá normalizado para que la mantisa empiece con 0.1 (binario) y, en este sentido, es redundante (ineficiente) almacenar ese 1 (el 0 antes del punto nunca se almacena). Por lo tanto, nuestra mantisa siempre nos permitirá guardar en dígito más y, por esto, podemos llegar a representar 2^53 exactamente (en lugar de 2^52 por tener 52 dígitos en la mantisa).
Veamos ahora que el número 0xFF... tiene 13 letras F o, en binario, 52 bits de longitud. Así nomás se nos ocurre que el número podría guardarse como (positivo)(+52)(1111... 52 "unos") pero en realidad por este "corrimiento" del 1 que viene "implícito", el primer 1 no se guarda. El número pasa a guardarse como (haciendo el corrimiento para el exponente en binario, por supuesto):
0100 0011 0010 1111
1111 1111 1111 1111
1111 1111 1111 1111
1111 1111 1111 1110
(el exponente 1075 es, en realidad, el 52, pero sumado el límite para los exponentes negativos, que es 1023)
El otro número es un uno seguido de 52 ceros. Normalmente sería: (positivo)(+53)(10000... en total 51 "ceros"). Nuevamente como la mantisa empieza con 0.1 (porque podemos normalizar estos números) nos ahorramos el primer uno.
0100 0011 0100 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
(el exponente 1076 en realidad es 53, por el mismo motivo)
Ahora hay que comparar los números en igualdad de condiciones. Primero nos aseguramos de que, de hecho, el signo y el exponente sean el mismo. La ALU directamente hace esto, corriendo al mismo tiempo índices y mantisas. Luego, compara las mantisas y ve si son iguales.
Entonces la mantisa de 100000... y 011111... (con los respectivos unos implicitos) van a "parecerse" y tener ese pequeño "epsilon" de diferencia, por lo que van a poder compararse como iguales.
Nota acerca de la mantisa y la representación en punto flotante: Conceptualmente la mantisa es siempre menor a 1. Si se quiere representar un número mayor, se debe concebir usando exponentes. Ejemplos:
*0.5 se representa como 0.5 * 2 ^ 0 (considerando el orden correcto de precedencia de los operadores en matemáticas).
*1 no se representa como 1 * 2 ^ 0 ya que la mantisa es estrictamente menor a 1, por lo que debe representarse como 0.5 * 2 ^ 1.
*65, que en representación binaria es 1000001, será guardado como (65/128) * 2 ^ 7.
Estos números se representarán de la siguiente manera (se debe recordar: como los números son normalizables, el primer "1" es implícito):
0011 1111 1111 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
(el exponente 1023 corresponde a 0, con una mantisa con valor 0.1 siendo el 1 implícito).
0100 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
(el exponente 1024 corresponde a 1, con una mantisa con valor 0.1 siendo el primer 1 implícito).
y
0100 0000 0110 0000
0100 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
(el exponente 1030 corresponde a 7, con una mantisa que en binario se expresaría 0.1000001, y como el primer 1 es implícito, se guarda como 0000 0100 0000...)
Nota Acerca de los exponentes: Una precisión de más posiciones decimales puede lograrse usando exponentes negativos (entre -1 y -1023): Los exponentes pueden verse como si fueran números positivos, pero en realidad tienen un "desplazamiento" (llamado bias, originalmente) de 1023 (esto quiere decir que el exponente que parece 000 0000 0001 en realidad corresponde a 2^(-1022)). Traduciendolo a potencias en base 10, el menor exponente posible es -308 (considerando también dónde queda la mantisa, porque el número es uno no normalizado). El menor número positivo resulta ser:
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0001
que es: (1 * 2^-52) * 2^-1023 dado el -52 por la mantisa (que recien tiene un 1 al final) y el -1023 por el exponente. El último uno resulta en la posición: 1 * 2^(-1075), que se aproxima al dichoso 10 ^ -308.
El exponente más bajo es 000 0000 0000 correspondiente a (-1023). Sin embargo en este valor las mantisas no tienen implícito el primer 1. Por otro lado, aunque el exponente más grande se puede representar como 111 1111 1111, en realidad no se usa como exponente sino para representar pseudonúmeros de punto flotante comunes:
0111 1111 1111 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
corresponde a +Infinity, mientras:
1111 1111 1111 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
corresesponde a -Infinity, y cualquier patrón con una mantisa distinta de 0, como:
?111 1111 1111 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0000
0000 0000 0000 0001
corresponde to NaN (not a number; representación ideal para resultados que no pueden dar números, como log(-1) o 0/0). El primer bit (el de signo) es irrelevante en estos casos. | {
"simhash": 2552661871000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7856428492,
"avg_line_length": 68.1742424242,
"char_rep_ratio": 0.1411568409,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9512858987,
"max_line_length": 1258,
"num_words": 2701,
"perplexity": 3069.4,
"special_char_ratio": 0.3550394488,
"text_len": 8999,
"word_rep_ratio": 0.0828380386
} | 16,463,473,217,532,025,000 |
Q: signalr - TypeError: chat is undefined Estoy desarrollando un chat simple con signalr y me he topado con un error que aún no logro resolver.
Dice que la variable chat no está definida lo cual no es cierto, ya que yo la estoy declarando.
var chat = $.connection.chat;
$(function () {
chat.client.nuevoMensaje = onNewMessage;
$.connection.hub.start();
});
function onNewMessage(message) {
chat.server.enviarMensaje("hola");
};
He agregado todas la referencias requeridas.
<script src="Scripts/jquery-1.6.4.min.js"></script>
<script src="Scripts/jquery.signalR-2.2.0.min.js"></script>
<script src="signalr/hubs"></script>
Este es el Hub que he creado del lado del servidor.
[HubName("Chat")]
public class ChatHub : Hub
{
public void EnviarMensaje(string mensaje)
{
var msg = string.Format("{0} {1}", Context.ConnectionId, mensaje);
Clients.All.nuevoMensaje(msg);
}
public void UnirSala(string sala)
{
Groups.Add(Context.ConnectionId, sala);
}
public void EnviarMensajeSala(string sala, string mensaje)
{
var msg = string.Format("{0} {1}", Context.ConnectionId, mensaje);
Clients.Group(sala).nuevoMensaje(msg);
}
public void EnviarMensajeData(EnviarData data)
{
Clients.All.nuevaData(data);
}
public override Task OnConnected()
{
EnviarDataAMonitor("Conectado", Context.ConnectionId);
return base.OnConnected();
}
public override Task OnDisconnected(bool stopCalled)
{
EnviarDataAMonitor("Desconectado", Context.ConnectionId);
return base.OnDisconnected(stopCalled);
}
public override Task OnReconnected()
{
EnviarDataAMonitor("Reconexción", Context.ConnectionId);
return base.OnReconnected();
}
private void EnviarDataAMonitor(string typoEvento, string connectionId)
{
var context = GlobalHost.ConnectionManager.GetHubContext<MonitorHub>();
context.Clients.All.nuevoEvento(typoEvento, connectionId);
}
}
¿Alguien sabe el por qué del error, sabiendo que ya he declarado la variable?
A: Ya encontre el problema!
Cuando estaba editando mi pregunta, me encontraba probando una posible solución.
El nombre del hub se lo estaba pasando mal.
Del lado del servidor el script automático que se generaba tenia como nombre Chat pero en el cliente lo estaba llamando chat.
Hub
[HubName("Chat")]
public class ChatHub : Hub
{
.......
Código Cliente
var chat = $.connection.chat;
En este caso existen dos soluciones, o bien, cambiar el nombre del Hub, o cambiar el llamado en el código cliente.
Cambiando el Hub
[HubName("chat")]
public class ChatHub : Hub
{
.....
Cambiando el código cliente
var chat = $.connection.Chat;
Cualquiera de estos dos casos son validos, lo importante es que el nombre del hub se llame igual en el lado del cliente, si el nombre del hub es mensaje el llamado en javascript debería ser $.connection.mensaje;
A: La única explicación que se me ocurre es que $.connection.chat devuelve undefined y se asigna a tu variable chat por lo cual en la sgte línea da error
A: La variable chat está fuera de scope en el método onNewMessage y por eso te dice que no está definida.
Yo movería la función onNewMessage dentro del document.ready() de jQuery, es decir:
$(function () {
var chat = $.connection.chat;
chat.client.nuevoMensaje = onNewMessage;
$.connection.hub.start();
function onNewMessage(message) {
chat.server.enviarMensaje("hola");
};
}); | {
"simhash": 11416812070000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7111678005,
"avg_line_length": 31.5,
"char_rep_ratio": 0.0912190963,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7117182612,
"max_line_length": 211,
"num_words": 972,
"perplexity": 3143.8,
"special_char_ratio": 0.2916666667,
"text_len": 3528,
"word_rep_ratio": 0.1142263759
} | 9,281,919,733,410,128,000 |
Q: ¿Cómo puedo probar si un valor booleano es falso en Perl? La documentación oficial de la función unlink dice que será false si hay algún error, pero cuando intento probar su valor para ver si es falso, el compilador me odia:
#!/usr/bin/perl
use utf8;
use strict;
use warnings;
my $fichero = "una_prueba";
if (system("touch", $fichero) != 0) {
die "No se pudo crear $fichero (estatus $?)";
}
print "Fichero $fichero creado.\n";
if (unlink($fichero) == false) {
die "No se pudo remover $fichero: $!";
}
print "Fichero $fichero removido.\n";
exit(0);
Cuando intento compilar ese programa, el compilador me da este error y no hace nada:
Bareword "false" not allowed while "strict subs" in use at ejemplo-falso line 15.
Execution of ejemplo-falso aborted due to compilation errors.
Pensando que quizás tenía que marcar el valor como cadena, lo cambié así:
if (unlink($fichero) == "false") {
Cuando hice eso, esta vez el programa sí pudo ejecutarse, pero con esta queja misteriosa:
Fichero una_prueba creado.
Argument "false" isn't numeric in numeric eq (==) at ejemplo-falso line 15.
Fichero una_prueba removido.
Dado que funcionó correctamente, ¿hay realmente algún problema con escribirlo así?
¿Se debe hacer caso a esa advertencia ahí - o no?
En efecto, la pregunta fundamental aquí es ¿cómo se debe (o no se debe) comparar un valor booleano en Perl?
Esta pregunta fue inspirada por esta pregunta de SO y también por esta pregunta aquí. Prefiero esperar a que la conteste la comunidad aquí en vez de dejar una respuesta mía.
A: Cada expresión en Perl puede ser evaluado en un contexto booleano.
if ( **alguna expresión** ) {
# Caso verdadero
} else {
# Caso falso
}
Entonces, en tu ejemplo:
if ( unlink($fichero) ) {
print "Fichero $fichero removido.\n";
} else {
die "No se pudo remover $fichero: $!";
}
O si solo quieres probar el caso falso, puedes negar la expresión así:
if ( ! unlink($fichero) ) {
die "No se pudo remover $fichero: $!";
}
Hay otras formas también; puedes elegir según tu preferencia y contexto:
unlink($fichero) or die "No se pudo removar $fichero: $!";
En este caso, Perl va a ejecutar lo a la derecha de or, solo si lo a la izquierda se evalúa como falso. (Si quieres ejecutarlo solo en el caso verdadero, cambié el or para un and). Una nota: puedes usar || en vez de or y && en vez de and.
También hay el operador ternario:
unlink($fichero)
? print "Fichero $fichero removido.\n"
: die "No se pudo remover $fichero: $!";
En todos los casos, Perl decide cuales expresiones son "verdadero" y "falso" según unas reglas que pueden ser simplificados así. Los siguientes valores son falsos. Lo demás son verdaderos:
*undef
*0 (el número cero)
*"" (el string vacío)
*"0" (el string que contiene sólo "cero")
*Cualquier objeto blessed que sobrecarga conversión booleano para retornar falso
*Listas y hashes vacías
Y con esa información, podemos razonar otros caso comunes:
*"0.0" es verdadero
*"0.0"+0 es falso, porque está evaluado en contexto numérico, y así la resulta es 0 que es falso)
*2-3+1 es falso, porque es una expresión matemática que resulta en 0
A: Perl no tiene un tipo de dato booleano como otros lenguajes y por ello no tiene palabras reservadas (keywords) para tal fin, tales como false o true.
Sin embargo evalúa expresiones booleanas todo el tiempo para la toma de decisiones.
En un if, cualquier expresión que retorne 0, '' o undef se toma como falso y el resto se toma como verdadero (ver otros casos de falso abajo).
Para solucionar tu problema, deberías modificar el bloque if de la siguiente manera:
if (!unlink($fichero)) {
die "No se pudo remover $fichero: $!";
}
Personalmente, yo cambiaría también los if por expresiones que incluyan los operadores and y or. Que en la practica equivalen a if y else respectivamente.
# si es !== 0 (verdadero), evalua el die.
system("touch", $fichero) && die "No se pudo crear $fichero (estátus $?)";
print "Fichero $fichero creado.\n";
# si es falso, evalua el die
unlink($fichero) || die "No se pudo remover $fichero: $!";
Mas casos que retornan falso:
*No dejes de ver la respuesta @Flimzy, incluye muy buenas notas sobre otros casos donde puede resultar en falso.
*Existe otro valor falso: el valor que viene de operadores comparativos como (0 > 1). Es una especie de falso que vale "" como cadena y 0 como número, pero no provoca advertencias cuando se usa como número como sí tendrías si fuera undef. Ese valor especial se llama falso mágico de vez en cuando. (*)
Segun este post en stack overflow, hay otras variantes que también se consideran como un falso en condicionales:
0
'0'
undef
'' # Empty scalar
() # Empty list
('') | {
"simhash": 8302461237000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7338435374,
"avg_line_length": 37.632,
"char_rep_ratio": 0.0866879659,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9620841146,
"max_line_length": 301,
"num_words": 1524,
"perplexity": 2988.5,
"special_char_ratio": 0.2716836735,
"text_len": 4704,
"word_rep_ratio": 0.0488448845
} | 7,662,542,692,083,129,000 |
Q: ¿Cómo me conecto a una Base de Datos MySQL con Python? Usando una aplicación escrita en Python, ¿cómo puedo conectarme a una Base de Datos MySQL?
Pregunta original:
*How do I connect to a MySQL Database in Python? formulada por Marc Lincoln
A: Conectándose a MySQL usando Python en 3 pasos
*
*Configuración:
Debes instalar el driver para MySQL antes de hacer cualquier cosa. A diferencia de PHP, solo el driver para SQLite viene instalado por defecto en Python. El paquete mas usado para hacerlo es MySQLdb pero es un poco difícil de instalar usando easy_install.
Para usuarios de Windows, pueden descargar un exe de MySQLdb.
Para Linux, es un paquete casual (python-mysqldb). Puedes usar en la línea de comandos sudo apt-get install python-mysqldb para distribuciones basadas en Debian o yum install mysql-python para distribuciones basadas en RPM.
Para MAC, puedes instalar MySQLdb usando Macport.
*Uso:
Después de la instalación, reinicia el sistema. Esto no es obligatorio, pero va a prevenir que responda otras 3 o 4 preguntas si algo sale mal. Asi que, por favor, reinicia.
Luego, es como usar cualquier otro paquete:
#!/usr/bin/python
import MySQLdb
db = MySQLdb.connect(host="localhost", # tu host, usualmente localhost
user="john", # tu usuario
passwd="megajonhy", # tu password
db="jonhydb") # el nombre de la base de datos
# Debes crear un objeto Cursor. Te permitirá
# ejecutar todos los queries que necesitas
cur = db.cursor()
# Usa todas las sentencias SQL que quieras
cur.execute("SELECT * FROM TU_TABLA")
# Imprimir la primera columna de todos los registros
for row in cur.fetchall():
print row[0]
Por supuesto que existen miles de posibilidades y opciones; este es un ejemplo bastante básico. Vas a tener que leer la documentación. Un buen punto de partida.
*Un uso más avanzado:
Una vez que sepas como funciona, puedes usar un ORM para evitar escribir sentencias SQL manualmente y manipular las tablas como si fueran objetos de Python. El ORM mas famoso en la comunidad Python es SQLAlchemy.
Realmente te recomiendo usarlo: tu vida será mucho más fácil.
Recientemente descubrí otra joya en el mundo de Python: peewee. Es un ORM bastante ligero, realmente sencillo y rápido de configurar y usar. Me ayudó mucho en pequeños proyectos o aplicaciones stand alone, donde el uso de grandes herramientas como SQLAlchemy y Django puede ser excesiva:
import peewee
from peewee import *
db = MySQLDatabase('jonhydb', user='john',passwd='megajonhy')
class Book(peewee.Model):
author = peewee.CharField()
title = peewee.TextField()
class Meta:
database = db
Book.create_table()
book = Book(author="me", title='Peewee is cool')
book.save()
for book in Book.filter(author="me"):
print book.title
Peewee is cool
Este ejemplo funciona como ejemplo de usabilidad. Nada mas que tener instalado peewee (pip install peewee :-)) es requerido. Sin configuraciones complicadas. Es excelente.
Respuesta original:
*Respuesta de wiki comunitario
Si estás usando una versión actual de Python, la alternativa es usar mysqlclient el cual es un fork de MySQLdb1 y con soporte para Python 2.7 y >3.3.
Instalación:
Desde la línea de comandos:
$ pip install mysqlclient
Ejemplos:
import MySQLdb
db = MySQLdb.connect(passwd="moonpie",db="thangs")
c = db.cursor()
max_price = 5
c.execute("""
SELECT spam, eggs, sausage
FROM breakfast
WHERE price < %s
""", (max_price,))
# no hay que olvidarse de liberar el cursor y la conexión para evitar fugas de memoria
c.close()
db.close()
Otra forma más pythónica de realizar la conexión es mediante el with statement, que se encarga de asegurar que la conexión sea correctamente liberada:
import MySQLdb
max_price = 5
with MySQLdb.connect(passwd="moonpie",db="thangs") as conexion:
consulta_sql = "SELECT spam, eggs, sausage FROM breakfast WHERE price < %s"
parametros = (max_price,)
cursor = conexion.execute(consulta_sql, parametros)
for registro in cursor:
print(registro)
Enlaces:
*Documentación oficial | {
"simhash": 4674600411000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7481157306,
"avg_line_length": 38.0833333333,
"char_rep_ratio": 0.0443469786,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8822473884,
"max_line_length": 287,
"num_words": 1254,
"perplexity": 2699.7,
"special_char_ratio": 0.2545587163,
"text_len": 4113,
"word_rep_ratio": 0.0273092369
} | 6,442,077,643,338,679,000 |
Q: Diferecias entre bibliotecas OMP y MPI en programación en paralelo ¿Cuál es la diferencia entre la biblioteca de OMP y MPI de C ? Si ambas sirven para programas de cómputo en paralelo
A: La principal diferencia esta en la arquitectura del sistema paralelo: MPI se utiliza para sistemas de memoria distribuida
Mientras que OMP se utiliza en sistemas de memoria compartida
La comunicación de procesos en MPI es a través del paso de mensajes, mientras que en OMP no es necesaria la comunicación entre procesos, ya que todos los hilos comparten la memoria.
OMP ayuda a paralelizar un programa, por medio de directivas:
*omp_get_num_threads()
*omp_get_thread_num()
Muchas de ellas son variables del entorno que se establecen en tiempo de compilación.
Mientras que en MPI el programador es el principal encargado de paralelizar el programa mediante en uso de las siguientes funciones:
*MPI_Init()
*MPI_Comm_rank (MPI_COMM_WORLD, &rank);
*MPI_Comm_size (MPI_COMM_WORLD, &size);
*MPI_Finalize()
A continuación dejo dos sensillos ejemplos:
Implementación OpenMP
#include <stdio.h>
#include <omp.h>
int main(){
int nthreads, tid;
#pragma omp parallel private(nthreads,tid)
{
tid = omp_get_thread_num();
printf("Hola Mundo. Soy el hilo %d\n", tid);
if (tid==0){
nthreads = omp_get_num_threads();
printf("Número de hilos: %d\n",nthreads);
}
}
return 0;
}
Implementación MPI:
#include <stdio.h>
#include <mpi.h>
int main (int argc, char **argv)
{
int rank;
int size;
MPI_Init (&argc, &argv);
MPI_Comm_rank (MPI_COMM_WORLD, &rank);
MPI_Comm_size (MPI_COMM_WORLD, &size);
printf ("Soy el nodo %d de un cluster de %d\n", rank, size);
MPI_Finalize ();
return 0;
}
A: Para complementar, en MPI el programador se encarga de toda la logística de cómo serán las comunicaciones mientras que en OpenMP no. Adicionalmente, dependiendo de la implementación de MPI, hay funciones que trabajan con memoria compartida como lo trabaja OpenMP. | {
"simhash": 16962443100000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7371342079,
"avg_line_length": 30.96875,
"char_rep_ratio": 0.0633552965,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8432409167,
"max_line_length": 267,
"num_words": 632,
"perplexity": 2428.9,
"special_char_ratio": 0.2643794147,
"text_len": 1982,
"word_rep_ratio": 0.0321027287
} | 13,433,440,505,943,886,000 |
Q: ¿Por qué siempre cambia el orden de una matriz asociativa en Perl? Tengo esta matriz asociativa en un pequeño programa de Perl que hace algo muy raro:
#!/usr/bin/perl
use utf8;
use strict;
use warnings;
use open qw(:utf8 :std);
my %distancia = (
esto => 1,
eso => 10,
aquello => 100,
aquí => 1,
ahí => 10,
allí => 100,
);
for my $clave (keys %distancia) {
my $valor = $distancia{$clave};
printf "%-8s es %3d.\n", $clave, $valor;
}
Cada vez que la imprimo, cambia el orden al azar:
mac(tchrist)% perl matriz-asociativa
esto es 1.
aquello es 100.
eso es 10.
allí es 100.
ahí es 10.
aquí es 1.
mac(tchrist)% perl matriz-asociativa
eso es 10.
ahí es 10.
aquí es 1.
esto es 1.
aquello es 100.
allí es 100.
mac(tchrist)% perl matriz-asociativa
allí es 100.
aquí es 1.
ahí es 10.
eso es 10.
esto es 1.
aquello es 100.
mac(tchrist)% perl matriz-asociativa
aquello es 100.
aquí es 1.
allí es 100.
esto es 1.
eso es 10.
ahí es 10.
mac(tchrist)% perl matriz-asociativa
ahí es 10.
aquí es 1.
eso es 10.
aquello es 100.
allí es 100.
esto es 1.
¿Qué me está pasando aquí, y qué debo hacer para obtener un orden determinado cada vez?
Si importa, dice que la versión de perl que tengo es la v5.22.0:
mac(tchrist)% perl -v
This is perl 5, version 22, subversion 0 (v5.22.0) built for darwin-2level
Copyright 1987-2015, Larry Wall
Perl may be copied only under the terms of either the Artistic License or the
GNU General Public License, which may be found in the Perl 5 source kit.
Complete documentation for Perl, including FAQ lists, should be found on
this system using "man perl" or "perldoc perl". If you have access to the
Internet, point your browser at , the Perl Home Page.
A: Hay un error en lo que escribes: Cambia el orden cada vez que ejecutas el programa, no cada vez que imprimes el array asociativo.
El array asociativo en realidad no es un array asociativo, sino una Tabla Hash. El orden esta dado por el hash que utiliza como indice, por eso en cada ejecución el orden es totalmente distinto.
Si imprimes en un mismo programa, dos veces la misma tabla hash, vas a ver que su orden no es alterado.
El orden de una tabla hash también puede ser alterado en el caso de que se agreguen o quiten elementos, ya que si llega a haber colisiones la tabla tiene que modificarse.
Entonces, en un programa siempre vas a tener el hash ordenado de la misma forma.
Si quieres obtener el hash ordenado siempre, tendrás que ordenarlo tú de alguna forma.
Por ejemplo, el siguiente código ordena alfabéticamente las claves, y las muestra por pantalla.
foreach my $name (sort {lc $a cmp lc $b} keys %distancia) {
printf "%-8s %s\n", $name, $distancia{$name};
}
Edit
Desde Perl 5.8, a la funcion hash utilizada para obtener el hash de cada par clave-valor insertado, se le agrego una semilla aleatoria por cuestiones de seguridad (para evitar [ataques de complejidad algoritmica]).
A: Una tabla hash es una estructura de datos con la que se pretende conseguir un acceso rápido a unos datos, a partir de una clave.
Existe una serie de ataques, conocidos como ataques de complejidad algorítmica, que consisten en hacer que una parte del código de un programa empiece a funcionar en un régimen de rendimiento pésimo. Con esto, se puede conseguir realizar una denegación de servicio (DoS, por sus siglas en inglés), y privar al resto de usuarios de un servicio de acceso a ese servicio.
Para evitar estos ataques, se utilizan una serie de medidas, como añadir una entrada aleatoria a la función hash utilizada. Como efecto secundario, esto causa que el orden de claves de la función hash sea no determinista.
Para conseguir un orden determinista, bastaría con ordenar las claves:
for my $clave (sort keys %distancia) {
my $valor = $distancia{$clave};
printf "%-8s es %3d.\n", $clave, $valor;
}
Por supuesto, si quieres un orden alfabético de verdad, tendrás que usar un algoritmo de ordenación alfabética, como UCA, que en Perl está disponible como Unicode::Collate::Locale. | {
"simhash": 18176977950000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7179732314,
"avg_line_length": 40.2307692308,
"char_rep_ratio": 0.0838323353,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9102447629,
"max_line_length": 368,
"num_words": 1321,
"perplexity": 2121.2,
"special_char_ratio": 0.3066443595,
"text_len": 4184,
"word_rep_ratio": 0.0899390244
} | 13,292,088,731,139,672,000 |
Q: ¿Por qué este método no es heredado? Dado el siguiente código:
class Padre
{
public:
int func()
{ return 0; }
int func2()
{ return 0; }
};
class Hija
: public Padre
{
public:
int func(int param)
{ return param; }
};
int main()
{
Hija clase;
std::cout << clase.func(); << std::endl; // ERROR
std::cout << clase.func(5); << std::endl; // OK
std::cout << clase.func2(); << std::endl; // OK
}
¿Por qué razón el método func de la clase padre no existe en la clase hija pese a que la herencia es pública, y sin embargo, func2 sí?
A: Porque, sin querer, estas invocando la característica de c++ llamada Name Hiding, de la sección § 3.3.10 del estándar actual para c++: (traducción libre)
Name Hiding: Un nombre será oculatado por una declaración explicita con el mismo nombre en una región declarativa anidada o en clases derivadas.
Ten en cuenta que hacer esto es considerado una mala práctica dado que resulta poco intuitivo y se recomienda evitarlo. Y no se trata de un error -ya que está bien estipulado en el estándar- sino más bien una característica del lenguaje.
La solución correcta sería utilizar nombres diferentes para los métodos.
Pero si no tienes otra opción o simplemente no quieres utilizar nombres diferentes existe otra característica del lenguaje para hacerla visible de forma explícita en la clase derivada.
Se logra utilizando using
class Hija
: public Padre
{
public:
using Padre::func; // <-- puedes hacerla visible así.
int func(int param)
{ return param; }
};
Aquí puedes ver el programa funcionando tras la corrección.
Nota: Ten en cuentra que esto sucederá incluso si Hija::func se declara como private (ver ejemplo). | {
"simhash": 14051179730000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7227432591,
"avg_line_length": 34.12,
"char_rep_ratio": 0.0713022982,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.9632308483,
"max_line_length": 237,
"num_words": 545,
"perplexity": 1674.9,
"special_char_ratio": 0.2831184056,
"text_len": 1706,
"word_rep_ratio": 0.078358209
} | 7,674,447,656,967,641,000 |
Q: Configuraciones específicas para matplotlib embebido en PyQt5 Tengo esta configuración actual:
def config_matplotlib(self):
self.fig = Figure((130.0, 6.0), dpi=70, facecolor="#F6F4F2")
self.canvas = FigureCanvas(self.fig)
self.canvas.setParent(self.window.graphicsGroupBox)
self.window.graphicsGridLayout.addWidget(self.canvas)
self.graph_a = self.fig.add_subplot(311)
self.graph_b = self.fig.add_subplot(312)
self.graph_c = self.fig.add_subplot(313)
self.graph_a.grid(True)
self.graph_b.grid(True)
self.graph_c.grid(True)
self.graph_plot_a = self.graph_a.plot(
[],
linewidth=1,
color=("darkorange"),
)[0]
self.graph_plot_b = self.graph_b.plot(
[],
linewidth=1,
color=("darkorange"),
)[0]
self.graph_plot_c = self.graph_c.plot(
[],
linewidth=1,
color=("darkorange"),
)[0]
ajust = {"top": 0.95,
"bottom": 0.1,
"right": 0.97,
"left": 0.05,
"wspace": 0.2,
"hspace": 0.2,}
self.fig.subplots_adjust(**ajust)
#graficar (lo que se ve cuando se ejecuta el programa por)
self.canvas.draw()
Da como resultado lo siguiente:
Necesito obtener una gráfica con los estilos de línea y los límites iguales a los que tengo aquí:
He revisado documentación y tutoriales y no encuentro cómo poner los estilos de línea, imprimir dos gráficos en un mismo plot, y adicionalmente meter texto, todo esto embebido, claro está, por que normalmente sé como se hace.
Quiero tener la configuración inicial con los límites establecidos, y lo otros ponerlo en una función update_plot().
A: *
*Para los límites usa {tu gráfico}.axes.set_xlim([{desde}, {hasta}]) y {tu gráfico}.axes.set_ylim([{desde}, {hasta}]) para los limites
*para colocar líneas discontinuas usa '--' en la función plot como parámetro.
*Para plotear 2 gráficos usa {tu gráfico}.plot(data1, {argumentos para el primer gráfico}, data2, {argumentos para el segundo gráfico}, ...)
En la siguiente parte te muestro un ejemplo con tu función( he modificado algunas cosas por que no las encuentro declaradas en tu código)
import sys
from PyQt5.QtWidgets import QApplication, QVBoxLayout, QWidget
from matplotlib.backends.backend_qt5agg import FigureCanvas
from matplotlib.figure import Figure
class Window(QWidget):
def __init__(self, parent=None):
super(Window, self).__init__(parent)
self.layout = QVBoxLayout()
self.setLayout(self.layout)
self.config_matplotlib()
def config_matplotlib(self):
self.fig = Figure((130.0, 6.0), dpi=70, facecolor="#F6F4F2")
self.canvas = FigureCanvas(self.fig)
self.layout.addWidget(self.canvas)
self.graph_a = self.fig.add_subplot(311)
self.graph_b = self.fig.add_subplot(312)
self.graph_c = self.fig.add_subplot(313)
self.graph_a.grid(True)
self.graph_a.axes.set_xlim([1, 3])
self.graph_a.axes.set_ylim([0, 120])
data1 = [10*(x-1)**2 for x in range(1, 5)]
data2 = [-50 * (x - 4) for x in range(1, 5)]
self.graph_a.plot(data1, '--', data2, '--')
self.graph_b.grid(True)
self.graph_b.axes.set_xlim([1, 3])
self.graph_b.axes.set_ylim([0, 120])
self.graph_b.plot(data1, '--')
self.graph_c.grid(True)
self.graph_c.axes.set_xlim([1, 3])
self.graph_c.axes.set_ylim([0, 120])
self.graph_c.plot(data2, '--')
self.graph_plot_a = self.graph_a.plot(
[],
linewidth=1,
color=("darkorange"),
)[0]
self.graph_plot_b = self.graph_b.plot(
[],
linewidth=1,
color=("darkorange"),
)[0]
self.graph_plot_c = self.graph_c.plot(
[],
linewidth=1,
color=("darkorange"),
)[0]
ajust = {"top": 0.95,
"bottom": 0.1,
"right": 0.97,
"left": 0.05,
"wspace": 0.2,
"hspace": 0.2, }
self.fig.subplots_adjust(**ajust)
# graficar (lo que se ve cuando se ejecuta el programa por)
self.canvas.draw()
if __name__ == '__main__':
app = QApplication(sys.argv)
main = Window()
main.show()
sys.exit(app.exec_()) | {
"simhash": 2911643243000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.5850873265,
"avg_line_length": 34.3538461538,
"char_rep_ratio": 0.1781467355,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.3796551228,
"max_line_length": 225,
"num_words": 1006,
"perplexity": 4697.7,
"special_char_ratio": 0.4424540976,
"text_len": 4466,
"word_rep_ratio": 0.2908726179
} | 15,565,475,749,645,644,000 |
Q: ¿Cómo funcionan las clausuras en JavaScript? He tratado de explicar las clausuras en JavaScript a un amigo de 27 años pero he fallado completamente.
¿Cómo explicarle el concepto a alguien con los conocimientos que forman parte de las clausuras (como funciones y variables) pero que no entienden las clausuras por sí mismas?
Pregunta original por Zaheer Ahmed.
A: Lo complejo de explicar el concepto de una clausura es que requiere la comprensión de otros conceptos fundamentales como alcance léxico (lexical scope), variables libres (free variables) y los entornos de evaluación de una función. Asimismo es fundamental comprender la diferencia entre evaluar una función (la definición de la función misma) y evaluar una invocación de la misma (realizar una ejecución de la función).
Quizás es mejor tratar de entender la clausura como concepto, libre de los detalles de implementación de cualquier lenguaje.
Haré mi mejor intento de explicarlo como yo lo entiendo de la forma más sencilla posible.
Para entender las clausuras hay que pensar como un intérprete del lenguaje durante su proceso de evaluación de una invocación de una función.
Considera el siguiente ejemplo:
var nombre = "Lucas";
function saludar(saludo) {
return saludo + ", " + nombre;
}
Pensando primero en el aspecto estático y declarativo de la función, en el ejemplo de arriba, la variable nombre es lo que se conoce como una variable libre, es decir, una variable que no es parte de los argumentos de la función, ni fue declarada dentro de su cuerpo. Aparte de esta variable, nuestra función también usa las variables declaradas como argumentos de la misma (por ejemplo: saludo).
Se espera por lo tanto que la variable nombre esté dentro del alcance léxico de nuestra función. Es decir, que haya sido declarada previamente a la declaración de nuestra función saludar (no dejes que el hoisting de JavaScript te engañe respecto a esto).
Dejemos ahora el tiempo de compilación de lado y veamos las cosas desde el punto de vista del tiempo de ejecución.
Si fuéramos un intérprete del lenguaje, al evaluar una invocación de nuestra función, por ejemplo saludar("Hola"), vamos a necesitar dos cosas:
*
*Un entorno conteniendo los valores de todas las variables en el alcance léxico de la función (bindings).
*El código de la función misma.
Eso es básicamente una clausura, la combinación de estas dos cosas.
Imagínate que siendo el intérprete de un lenguaje como JavaScript tuvieras acceso, a la hora de evaluar esta invocación en tiempo de ejecución, a una estructura hipotética como la siguiente, representando la clausura de nuestra invocación:
clausura_saludar = {
entorno: {
nombre: "Lucas",
saludo: "Hola",
saludar: ref funcion
},
funcion: function(saludo) {
return saludo + ", " + nombre;
}
}
Al evaluar la función, cuando el intérprete se topa con la variable saludo, la busca en el entorno de la clausura, cuando se topa con la variable nombre, la busca en el entorno de la clausura y al final puede evaluar la expresión saludo + ", " + nombre.
En otras palabras, el entorno es un diccionario que contiene cualquier nombre/identificador/ligadura usado dentro de la función misma (variables en uso de su alcance léxico).
Entonces una clausura es la función misma, más un entorno que contiene sus ligaduras (bindings) de las variables libres en el alcance léxico de la función, las ligaduras de los argumentos de la función, y a menudo un puntero o referencia a la función misma, en caso de que se trate de una función recursiva (en cuyo caso usará un identificador para representarse a sí misma y que por tanto requiere una ligadura en el entorno, que es lo que usa el intérprete para resolver cualquier nombre que necesite evaluar en el cuerpo de la función).
Como puedes ver, esto no requiere que la función de clausura se declare dentro de otra función. Simplemente se requiere que la misma tenga acceso a variables libres en su alcance léxico. Sin embargo, dadas las propiedades naturales del alcance léxico (por ejemplo: donde el ámbito más interno tiene acceso a las variables en todos los ámbitos ancestrales, pero no lo opuesto) es común usar las clausuras como una forma de encapsulamiento, como en el ejemplo dado en la otra respuesta a esta pregunta.
A: Las clausuras no son difíciles de entender.
Supone el siguiente código, el ejemplo mas simple que se me ocurre.
function saltos(valor) {
var acumulado = 0;
return function() {
acumulado += valor;
return acumulado;
};
}
var quintos = saltos(5);
quintos(); // retorna 5
quintos(); // retorna 10
quintos(); // retorna 15
// y asi sigue... 20, 25, 30..
Aquí estas creando una clausura. La creas en el momento que declaras una función dentro otra que usa variables de la funcion externa. Son las variables acumulado y valor las que quedan clausuradas en la funcion quintos. Y dicha "clausura" permanecerá asi mientras viva la función declarada internamente.
Para eliminar la clausura, basta con eliminar la referencia a la nueva funcion.
quintos = null;
En definitiva, incluso después de que termina la ejecución de saltos(5), JavaScript mantiene una referencia a las variables declaradas en saltos (acumulado y valor), visibles para la función creada en el interior.
Si te interesa conocer los detalles internos de como JavaScript mantiene estas referencias, hay algunas buenas respuestas que incluyen muchos detalles internos.
Mi intencion fue responder la pregunta original, explicar clausuras usando terminos sencillos como variable y funcion.
A: Puesto que el OP asume que sabemos lo que es una función y variables, construyamos cosas con esos dos elementos:
Imaginemos que tenemos un programa en el que se ha declarado una función
function miFuncion (parametros) { ... }
Para simplificar mucho este escenario asumamos que esta función es una caja negra: no afecta a nada externo y se ve afectada por nada externo a su código y sus parámetros. Es la típica función predecible que siempre nos va a dar la misma salida para los mismos parámetros de entrada.
Pero ¿y si necesitamos que el resultado varíe? ¿Y si necesitamos, por ejemplo, que la función recuerde que ya ha sido llamada?
La manera más burda de solucionar este requerimiento sería crear una -horror- variable global. No vamos a entrar en por qué esta solución no es elegante ni recomendable, aceptemos que es una mala idea. Queremos algo más robusto, una variable que nadie más que esa función pueda tocar.
Aquí aparecen las clausuras de funciones. Este primer detalle es importante: el nombre completo es clausura, cierre o cerradura de función: vamos a tomar una función y encerrarla en un entorno propio que va a incluir a la función y a otras cosas. Este entorno será... otra función. Es decir, tendremos una función declarada dentro de otra. Esto significa que cada vez que llamemos a la función externa, se generará la función interna, al igual que las variables locales de una función normal:
function generarClausura () {
let variableOculta = 1;
return function funcionEncerrada(parametro) {
console.log('Me han pasado el parametro',parametro,
'y me han llamado',variableOculta,'veces');
variableOculta++;
}
}
Como puedes ver, la función interna funcionEncerrada es lo que devolvemos, por lo que su existencia no termina cuando la función externa se completa. Y, puesto que hace uso de una variable local de la función externa (en este caso variableOculta), ésta tampoco puede ser descartada. Hemos creado un entorno cerrado, solo visible para la función interna. Veámoslo en funcionamiento:
function generarClausura () {
let variableOculta = 1;
return function funcionEncerrada(parametro) {
console.log('Me han pasado el parametro',parametro,
'y me han llamado',variableOculta,'veces');
variableOculta++;
}
}
let funcionEncerrada= generarClausura();
funcionEncerrada('Primera llamada');
funcionEncerrada('Hola mundo');
Desde fuera es imposible acceder a la variableOculta porque fue declarada como variable local de la función generarClausura, pero para la funcionEncerrada se comporta como una variable global: está fuera de ella misma pero no ha desaparecido al finalizar la ejecución de ninguna de las dos funciones.
Para terminar, te pongo un ejemplo práctico pero general del uso de clausuras: Simular atributos privados en un objeto.
Primero veamos la construcción clásica para ver la limitación de Javascript: no existe el concepto de atributo privado
class MiClase {
constructor(nombre) {
this.atributo = nombre;
}
get nombre() {
return this.atributo;
}
}
let obj= new MiClase('Patito');
//usando el get
console.log(obj.nombre);
//accediendo directamente
obj.atributo = 'Pollito';
console.log(obj.nombre);
Ahora simulemos esta privacidad con clausuras:
function MiClase(nombre) {
let atributoPrivado=nombre;
this.getNombre = () => atributoPrivado;
this.setNombre = nombre => atributoPrivado=nombre;
}
let obj= new MiClase('Patito');
console.log(obj.getNombre());
obj.atributoPrivado='Pollito';
console.log(obj.getNombre());
console.log(obj);
obj.setNombre('juan');
console.log(obj.getNombre());
Incluso aunque creemos un atributo en el objeto, este será ignorado porque realmente nuestros métodos set y get trabajan con la variable encerrada, que está fuera del alcance del código que no se haya escrito dentro de la función constructor.
A: A ver ... por donde empezamos ... creo que por el principio.
Todos sabemos lo que es un programa, ¿ cierto ?
Programa = Código + Datos
Aun podemos afinar mas:
Programa = Funciones + Datos
Ok. ¿ Fácil, no es cierto ? Ahora, vamos a centrarnos en las funciones:
Función = Datos locales + Código
Fijémonos en que los datos locales no son parte de la función; son cosas externas a ella. Vale, hasta ahí es simple. Un poco mas de cerca ...
Función( argumentos ) {
var variable1, variable2;
instrucción 1;
instrucción 2;
instrucción 3;
}
Sigue siendo sencillo ... cada vez que se invoca a una función, se empieza a ejecutar por la primera instrucción, lo cúal tiene toda la lógica del mundo :-)
Pero en Javascript (y en muchos otros lenguajes, de hecho), es posible definir funciones dentro de funciones.
Función( argumentos ) {
var variable1, variable2;
instrucción 1;
instrucción 2;
instrucción 3;
function subfunction1 ( ) {
instrucción1-1;
instrucción1-2;
instrucción1-3;
}
}
Vale. Ahora, vamos a hacer un pequeño cambio ...
Función( argumentos ) {
var variable1, variable2;
instrucción 1;
instrucción 2;
instrucción 3;
return;
instrucción1-1;
instrucción1-2;
instrucción1-3;
return;
}
Simplemente, quitamos la función interna y la sustituimos por instrucciones ... colocando un return delante, para asegurarnos de que nunca lleguemos ahí. Fíjemonos que, en realidad, no se ha cambiado nada; a la función interna no podemos acceder desde fuera, y, desde dentro de la función, tampoco interfiere (hay un return justo delante).
Vale. Ahora ... ¿ que pasará si, de algún modo, pudieramos sacar fuera de esa función la dirección de instrucción1-1 ? ¿ Y si, además, fueramos capaces de entrar directamente a esa dirección ? Podemos usar un switch( ) para ello, cambiando muy poco las cosas:
Función( argumentos, entry ) {
var variable1, variable2;
if( typeof( entry ) != 'string' ) entry = 'begin';
switch( entry ) {
'begin':
instrucción 1;
instrucción 2;
instrucción 3;
break;
'subfunction1':
instrucción1-1;
instrucción1-2;
instrucción1-3;
break;
}
return;
}
Ahora, podemos hacer
Funcción( 10 );
que ejecutará
Función( argumentos ) {
var variable1, variable2;
if( typeof( entry ) != 'string' ) entry = 'begin';
switch( entry ) {
'begin':
instrucción 1;
instrucción 2;
instrucción 3;
break;
}
}
Pero también podríamos hacer
Función( argumentos, 'subfuncion1' );
que ejecutará
Función( argumentos, 'subfunction1' ) {
var variable1, variable2;
switch( entry ) {
'subfunction1':
instrucción1-1;
instrucción1-2;
instrucción1-3;
break;
}
}
Mediante ese sencillo cambio en nuestra perspectiva del concepto función, hemos conseguido no estar limitados a iniciar la ejecución siempre por el principio: podemos elegir que parte (que function interna) queremos ejecutar.
Pues ya tenemos una primera parte de lo que es una closure: un punto de entrada a una función, que no se corresponde con el punto de entrada normal de la misma.
¿ Y que pasa con variable1 y variable2 ?
Bueno, aquí es cuando la cosa se complica algo :-)
Hagamos una modificación sobre como se llama a una función:
function algo( value ) {
var tmp = value;
console.log( tmp );
}
...
algo( 10 );
En lugar de eso, imaginemos que, en realidad, se hace esto otro:
function algo( scope ) {
if( scope.entry === undefined ) scope = 'begin';
switch( scope.entry ) {
'begin':
scope.vars.tmp = scope.arguments[0];
console.log( scope.vars.algo );
break;
'subfunction1':
scope.vars.tmp = 1;
break;
'subfunction2':
console.log( 'Se ha llamado a subfunction2( )' );
};
}
y que la llamamos así:
algo( {
vars: { tmp: undefined },
arguments: [ 10 ],
entry: undefined
} );
Eso es una closure:
Un objeto que contiene una serie de datos, entre ellos el punto de inicio de la ejecución.
Llegados a este punto, es posible iniciar la ejecución en uno cualquier de 3 puntos: begin, subfunction1 y subfunction2. Lo cual es equivalente a:
function algo( value ) {
var tmp = 10;
return subfunction1;
function subfunction1( ) {
tmp = 1;
}
function subfunction2( ) {
console.log( 'Se ha llamado a subfunction2( )' );
}
}
Y, además, mantemos el valor de las variables entre diferentes llamadas, puesto que dicho valor es externo al propio código de la función.
Al hacerlo así, se tienen una serie de propiedades:
*
*Pueden existir múltiples closures de una misma función; cada closure tiene su copia privada de datos y su propio punto de entrada.
*Se tratan como cualquier otro objeto: su tiempo de vida está determinado por su propio contador de referencias; cuando no hay referencias a la closure, esta se elimina.
*Al igual que cualquier otro objeto, no se eliminan mientras que tengan referencias ... por ejemplo, al ser usadas para callbacks.
A: Para entender las clausuras voy a suponer que entiendes las características básicas del lenguaje que las hacen posibles:
*
*Se puede definir una función dentro de otra.
*Las variables accesibles desde una función son las que ésta define y las que definen las funciones que la engloban.
*Las funciones en javascript son como cualquier otro tipo de valor y se pueden devolver como retorno de otra función y asignarse a otra variable fuera de ambas.
Cuando una función devuelve otra función, la segunda mantiene las referencias a las variables que fueron definidas en la primera.
La clausura es esa capacidad de mantener las referencias, o englobarlas, o encerrarlas.
¡¡Sorpresa!! Al invocar a la función B desde el ámbito global, B puede acceder a variables de A que no son accesibles desde el ámbito global.
A: Aprovecho este espacio para ofrecer una versión traducida a nuestro idioma de una de las respuestas que refieres en tu pregunta, la cual tiene como base el excelente artículo de Morris sobre Closures titulado JavaScript Closures for Dummies.
No sé si esto pueda ser entendido por un niño de 6 años, pero puede ser al menos un comienzo para público de todas las edades :).
Dado que allí la respuesta ha sido marcada como Wiki de comunidad, respetamos la intención del autor, y la marcamos también aquí como Wiki.
Las clausuras no son mágicas
Esta página explica las clausuras para que un programador pueda entenderlas, utilizando el código JavaScript de trabajo. No es para gurús ni para programadores funcionales.
Las clausuras no son difíciles de entender una vez que el concepto de base se ha desarrollado. Sin embargo, ¡son imposibles de entender al leer cualquier artículo académico o información académica sobre ellas!
Este artículo está dirigido a programadores con cierta experiencia en programación en un lenguaje de flujo principal, y que pueden leer la siguiente función de JavaScript:
function sayHello(name) {
var text = 'Hello ' + name;
var say = function() { console.log(text); }
say();
}
sayHello('Joe');
Dos resúmenes breves
*Cuando una función (foo) declara otras funciones (bar y baz), la familia de variables locales creadas en foo no se destruye cuando la función sale. Las variables simplemente se vuelven invisibles para el mundo exterior. Por lo tanto, foo puede devolver astutamente las funciones bar y baz, y éstas pueden continuar leyendo, escribiendo y comunicándose entre sí a través de esta familia cerrada de variables ("la clausura") con la que nadie más puede entrometerse, ni siquiera alguien que llame a foo otra vez en el futuro.
*Una clausura es una forma de apoyar funciones de primera clase; es una expresión que puede hacer referencia a variables dentro de su alcance (cuando se declaró por primera vez), asignarse a una variable, pasarse como argumento a una función o devolverse como resultado de una función.
Un ejemplo de clausura
El siguiente código devuelve una referencia a una función:
function sayHello2(name) {
var text = 'Hello ' + name; // variable local
var say = function() { console.log(text); }
return say;
}
var say2 = sayHello2('Bob');
say2(); // imprime "Hello Bob"
La mayoría de los programadores de JavaScript entenderán cómo una referencia a una función se devuelve a una variable (say2) en el código anterior. Si no lo hace, entonces necesita comprender eso antes de que pueda aprender acerca de las clausuras. Un programador que usa C pensaría que la función devolvía un puntero a una función, y que las variables say y say2 eran cada una un puntero a una función.
Hay una diferencia crítica entre un puntero C a una función y una referencia de JavaScript a una función. En JavaScript, se puede pensar que una variable de referencia de función tiene tanto un puntero a una función como un puntero oculto a una clausura.
El código anterior tiene una clausura porque la función anónima function() { console.log(text); } se declara dentro de otra función, sayHello2 () en este ejemplo. En JavaScript, si utilizas la palabra clave function dentro de otra función, estás creando una clausura.
En C y en la mayoría de los otros lenguajes comunes, después de que una función retorna, todas las variables locales ya no son accesibles porque se destruye el marco de pila.
En JavaScript, si declaras una función dentro de otra función, las variables locales de la función externa pueden permanecer accesibles después de que la función haya retornado. Esto se demuestró anteriormente, porque llamamos a la función say2 () después de haber retornado de sayHello2 (). Observa que el código que llamamos hace referencia a la variable text, que era una variable local de la función sayHello2 ().
function() { console.log(text); } // Salida de say2.toString();
Si observamos la salida de say2.toString (), podemos ver que el código se refiere a la variable text. La función anónima puede hacer referencia al texto que contiene el valor 'Hola Bob' porque las variables locales de sayHello2 () se han mantenido vivas secretamente en la clausura.
La clave es que en JavaScript una referencia de función también tiene una referencia secreta a la clausura en la que se creó, de manera similar a como los delegados son un puntero a un método más una referencia secreta a un objeto.
Más ejemplos
Por alguna razón, las clausuras parecen ser muy difíciles de entender cuando lees sobre ellas, pero cuando ves algunos ejemplos, queda claro cómo funcionan (me tomó un tiempo). Recomiendo trabajar con los ejemplos cuidadosamente hasta que entiendas cómo funcionan. Si comienzas a usar clausuras sin entender completamente cómo funcionan, ¡pronto crearías algunos errores muy extraños!
Ejemplo 3
Este ejemplo muestra que las variables locales no se copian, se mantienen por referencia. ¡Es como si el marco de pila se mantuviera vivo en la memoria incluso después de que existe la función externa!
function say667() {
// Variable local que termina dentro de la clausura
var num = 42;
var say = function() { console.log(num); }
num++;
return say;
}
var sayNumber = say667();
sayNumber(); // escribe 43
Ejemplo 4
Las tres funciones globales tienen una referencia común al mismo cierre porque todas se declaran dentro de una sola llamada a setupSomeGlobals().
var gLogNumber, gIncreaseNumber, gSetNumber;
function setupSomeGlobals() {
// Variable local que termina dentro de la clausura
var num = 42;
// Almacena algunas referencias a funciones como variables globales.
gLogNumber = function() { console.log(num); }
gIncreaseNumber = function() { num++; }
gSetNumber = function(x) { num = x; }
}
setupSomeGlobals();
gIncreaseNumber();
gLogNumber(); // 43
gSetNumber(5);
gLogNumber(); // 5
var oldLog = gLogNumber;
setupSomeGlobals();
gLogNumber(); // 42
oldLog() // 5
Las tres funciones tienen acceso compartido a la misma clausura: las variables locales de setupSomeGlobals() cuando se definieron las tres funciones.
Ten en cuenta que en el ejemplo anterior, si llamas a setupSomeGlobals() nuevamente, se creará un nuevo cierre (stack-frame!). Las antiguas variables gLogNumber, gIncreaseNumber, gSetNumber se sobrescriben con nuevas funciones que tienen la nueva clausura. (En JavaScript, cada vez que declaras una función dentro de otra función, las funciones internas se recrean nuevamente cada vez que se llama a la función externa).
Ejemplo 5
Este ejemplo muestra que la clausura contiene variables locales que se declararon dentro de la función externa antes de salir. Ten en cuenta que la variable alice se declara realmente después de la función anónima. La función anónima se declara primero, y cuando se llama a esa función, puedes acceder a la variable alice porque alice está en el mismo ámbito (JavaScript hace la elevación de variables). También sayAlice()() simplemente llama directamente a la referencia de función devuelta por sayAlice(), es exactamente lo mismo que se hizo anteriormente pero sin la variable temporal.
function sayAlice() {
var say = function() { console.log(alice); }
// Variable local que termina dentro de la clausura.
var alice = 'Hello Alice';
return say;
}
sayAlice()();// Escribe "Hello Alice"
Difícil: también debes tener en cuenta que la variable say también está dentro de la clausura, y puede accederse a ella mediante cualquier otra función que pueda declararse dentro de sayAlice(), o puede accederse recursivamente dentro de la función que está dentro.
Ejemplo 6
Este es un verdadero problema para muchas personas, por lo que necesitas entenderlo. Ten mucho cuidado si estás definiendo una función dentro de un bucle: es posible que las variables locales de la clausura no actúen como podrías pensar.
Necesitas entender la característica de "elevación de variables" en Javascript para entender este ejemplo.
function buildList(list) {
var result = [];
for (var i = 0; i < list.length; i++) {
var item = 'item' + i;
result.push( function() {console.log(item + ' ' + list[i])} );
}
return result;
}
function testList() {
var fnlist = buildList([1,2,3]);
// Usando j solo para ayudar a prevenir la confusión -- se podría usar i.
for (var j = 0; j < fnlist.length; j++) {
fnlist[j]();
}
}
testList() //escribe "item2 undefined" 3 veces
La línea result.push (function () {console.log (item + '' + list [i])} agrega una referencia a una función anónima tres veces en la matriz de resultados. Si no estás tan familiarizado con las funciones anónimas, piense que es como:
pointer = function() {console.log(item + ' ' + list[i])};
result.push(pointer);
¡Ten en cuenta que cuando ejecutas el ejemplo, "item2 undefined" se registra tres veces! Esto se debe a que, al igual que en los ejemplos anteriores, solo hay una clausura para las variables locales para buildList (que son resultado, i y item). Cuando las funciones anónimas se llaman en la línea fnlist [j](); todos utilizan la misma clausura única, y usan el valor actual para i y para item dentro de esa clausura (donde i tiene un valor de 3 porque el bucle se había completado, y item tiene un valor de 'item2'). Ten en cuenta que estamos indexando desde 0, por lo tanto, item tiene un valor de item2. Y el i++ incrementará i al valor 3.
Puede ser útil ver qué sucede cuando se utiliza una declaración a nivel de bloque de la variable item (a través de la palabra clave let) en lugar de una declaración de variable con ámbito de función a través de la palabra clave var. Si se realiza ese cambio, entonces cada función anónima en el resultado de la matriz tiene su propia clausura. Cuando se ejecuta el ejemplo, la salida es la siguiente:
item0 undefined
item1 undefined
item2 undefined
Si la variable i también se define utilizando let en lugar de var, entonces la salida es:
item0 1
item1 2
item2 3
Ejemplo 7
En este ejemplo final, cada llamada a la función principal crea una clausura separada.
function newClosure(someNum, someRef) {
// Variables locales que terminan dentro de la clausura.
var num = someNum;
var anArray = [1,2,3];
var ref = someRef;
return function(x) {
num += x;
anArray.push(num);
console.log('num: ' + num +
'; anArray: ' + anArray.toString() +
'; ref.someVar: ' + ref.someVar + ';');
}
}
obj = {someVar: 4};
fn1 = newClosure(4, obj);
fn2 = newClosure(5, obj);
fn1(1); // num: 5; anArray: 1,2,3,5; ref.someVar: 4;
fn2(1); // num: 6; anArray: 1,2,3,6; ref.someVar: 4;
obj.someVar++;
fn1(2); // num: 7; anArray: 1,2,3,5,7; ref.someVar: 5;
fn2(2); // num: 8; anArray: 1,2,3,6,8; ref.someVar: 5;
Sumario
Si todo parece completamente incierto, entonces lo mejor es jugar con los ejemplos. Leer una explicación es mucho más difícil de entender que los ejemplos. Mis explicaciones de clausuras y apilamientos, etc. no son técnicamente correctas, son simplificaciones generales que pretenden ayudar a comprender. Una vez que la idea básica ha sido asimilada, puedes recoger los detalles más adelante.
Puntos finales:
*Cuando se utiliza function dentro de otra función, se utiliza una clausura.
*Siempre que uses eval() dentro de una función, se usa una clausura. El texto que se evalúa puede hacer referencia a las variables locales de la función, y dentro de eval incluso puedes crear nuevas variables locales utilizando eval ('var foo = ...')
*Cuando utilizas new function (...) (el constructor de funciones) dentro de una función, no creas una clausura. (La nueva función no puede hacer referencia a las variables locales de la función externa).
*Una clausura en JavaScript es como mantener una copia de todas las variables locales, tal como eran cuando una función salía (exit).
*Probablemente es mejor pensar que en una clausura siempre se crea solo una entrada a una función, y las variables locales se agregan a esa clausura.
*Se mantiene un nuevo conjunto de variables locales cada vez que se llama a una función con una clausura (dado que la función contiene una declaración de función dentro de ella, y se devuelve una referencia a esa función interna o se mantiene una referencia externa de alguna manera).
*Dos funciones pueden parecer que tienen el mismo texto de origen, pero tienen un comportamiento completamente diferente debido a su clausura "oculta". No creo que el código JavaScript pueda realmente averiguar si una referencia de función tiene una clausura o no.
*Si estás intentando realizar modificaciones dinámicas al código fuente (por ejemplo: myFunction = Function(myFunction.toString().replace(/Hello/,'Hola'));), no funcionará si myFunction es una clausura ( por supuesto, nunca se le ocurriría hacer una sustitución de cadena de código fuente en tiempo de ejecución, pero ...).
*Es posible obtener declaraciones de funciones dentro de las declaraciones de funciones dentro de las funciones y &mdash, y puedes obtener clausuras en más de un nivel.
*Creo que normalmente una clausura es un término para la función junto con las variables que se capturan. ¡Ten en cuenta que no uso esa definición en este artículo!
*Sospecho que las clausuras en JavaScript difieren de las que se encuentran normalmente en los lenguajes funcionales.
Enlaces
*Simulacros de métodos privados para un objeto, utilizando clausuras de Douglas Crockford .
*Una gran explicación de cómo las clausuras pueden causar pérdidas de memoria en IE si no tienes cuidado.
A: La forma más simple de explicarlo es:
Las clausuras no son más que una función que vive dentro de otra función.
Es decir, imaginemos una función casa, al llamar a esta nos devolverá el número de la casa, pero dentro de la casa podemos tener personas y al llamar a esta casa por x persona nos responderá siempre alguien, pero aquí es la magia, no es posible llamar a una persona sin antes ir a su casa!
¿Cómo querer llamar a alguien si no se tiene su número telefónico o móvil? Pero podemos ir a la casa y luego llamar a la persona! De lo contrario, conseguir su número y luego llamar a esta!
function Casa() {
// nos dice el numero de la casa
console.log("hola llegaste a la casa #21");
// ahora dentro de la casa una funcion Persona
let Persona = function() {
console.log(saludo);
}
// definimos el nombre e la persona
let saludo = 'hola soy Bryro';
// llamamos a la funcion Persona() y la almacenamos en la variable p;
let p = Persona;
// retornamos p
return p;
}
//llamamos a la casa "traduccion leemos el letrero!"
Casa();
// ahora llamamos a la persona
Casa()();
Ahora bien, vamos a expandir el ejemplo preguntando por una persona:
function Casa() {
// nos dice el numero de la casa
console.log("hola llegaste a la casa #21");
// ahora dentro de la casa una funcion Persona
let Persona = function(nombre) {
if(nombre =="Bryro"){
console.log(`${saludo} ${nombre} en que puedo ayudarte?`);
}else{
console.log(`ups! ${nombre} no vive aqui!`);
}
}
// definimos el nombre e la persona
let saludo = 'hola soy';
// llamamos a la funcion Persona() y la almacenamos en la variable p;
let p = Persona;
// retornamos p
return p;
}
//llamamos a la casa "traduccion leemos el letrero!"
Casa();
// ahora preguntamos por si vive Juan aqui!
Casa()("Juan");
// ahora preguntamos por Bryro
Casa()("Bryro");
A: Creamos máquinas
A veces explicar conceptos de informática se hace más asequible sí recurrimos al mundo físico.
El concepto de máquina en informática no es nuevo -Máquina de Turing- pero a veces pasamos por alto este importante detalle.
Decir que toda función es en realidad una máquina, es útil, porque una máquina para prestar sus servicios puede requerir de otras máquinas o también una máquina pueden crear otras máquinas.
Veamos una máquina sencilla y muy familiar: la calculadora
El diagrama de arriba puede ser expresado en javascript de la siguiente forma
function potencia(y){
var exponente = y;
// devuelve una funcion que requiere de una base
// para que se pueda calcular la potencia
return function (base){
return Math.pow(base,exponente);
};
};
var cubo = potencia(3);
var cuadrado = potencia(2);
var raiz = potencia(1/2);
console.log(cubo(4)); // se imprime 64
console.log(cuadrado(9)); // se imprime 81
console.log(raiz(25)); // se imprime 5
// Generalizando la máquina Potencia base(ba) 'x' al exponente(exp) 'y'
function pow(ba,exp){
return potencia(exp)(ba); // el prime parentesis (exp) es para la
// primera function potencia
// el segundo parentesis (ba) corresponde
// a la funcion devuelta por la funcion
// potencia
}
console.log(pow(2,4)); // se imprime 16
Finalmente quiero agregar que la base de estos conceptos provienen del algebra: f(x) = 2x, g(w, z) = wz+4, g(f(x), z) = 2xz + 4 pero a veces esto es explicado como una mera curiosidad del saber, desconectado de la realidad. Creo que este tipo de preguntas son importantes porque nos hacen revisar las bases sobre la cual se construyen las cosas.
Créditos de íconos: robot, teclado, portátil y ordenador:
Icons made by Dave Gandy from is licensed by CC 3.0 BY; Icons made by SimpleIcon from is licensed by CC 3.0 BY
; Icons made by Eucalyp from is licensed by CC 3.0 BY | {
"simhash": 5811700311000000000
} | {
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"avg_line_length": 49.2719033233,
"char_rep_ratio": 0.080928578,
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"lang_score": 0.9617353678,
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} | 6,028,266,001,640,579,000 |
Q: ¿Cómo crear una propiedad de sólo lectura en una clase en PHP? En el siguiente ejemplo se puede ver como crear una propiedad pública, esto me permitiría leer y escribir la variable, pero deseo que solo se pueda leer.
<?php
class Test{
public $luckNumber = 51;
}
$obj = new Test();
//No debe ser posible asignar a esta propiedad
$obj->luckNumber = 42;
echo $obj->luckNumber; //51
A: Puedes crear una propiedad de sólo lectura de dos maneras:
1) Usando los modificadores de acceso
Cambia el acceso de público a privado y crea un método que devuelva el valor de la propiedad.
Ejemplo:
class Test{
private $luckNumber = 51;
public function getLuckNumber(){
return $this->luckNumber;
}
}
$t = new Test();
echo $t->getLuckNumber(); //51
2) Usando el método __set()
Cambia el acceso de público a privado e implementa el método __set(), en el que se hará una comprobación si la propiedad es reescrita y se devolverá un error/lanzará una excepción si es de sólo lectura.
Ejemplo:
class Test{
private $luckNumber = 51;
public function __set($name, $value){
if($name == 'luckNumber'){
trigger_error("can't write a ready only property", E_USER_ERROR );
//throw new Exception('wow');
}
}
}
$t = new Test();
$t->luckNumber = 42; //error
echo $t->luckNumber; //51
Más información sobre este método en PHP - __set() & magic methods.
A: Puedes hacer que la variable sea privada con el modificador private, tal y como se ha dicho en otra respuesta. De esta forma la variable no podrá ser modificada desde fuera de la clase que la contiene, pero sí desde el interior de dicha clase.
La forma de conseguir verdaderamente una "variable de sólo lectura" cuyo valor no pueda ser modificado desde ningún sitio, es simplemente no usar una variable, sino definir una constante:
class Test
{
const LUCK_NUMBER = 51;
}
echo Test::LUCK_NUMBER; // Imprime 51
Test::LUCK_NUMBER = 42; // Error de compilación, expresión no asignable
A: La forma elegante es usar los métodos mágicos __get y __set ( no abuses de ellos porque hacen más lenta la ejecución ). Puedes incluso crear propiedades calculadas
un ejemplo:
<?php
class Test{
private $alto = 4;
private $ancho = 5;
public function __set( $nombre, $valor ){
switch( $nombre )
{
case 'alto':
{
$this->alto = $valor;
break;
}
case 'ancho':
{
$this->ancho = $valor;
break;
}
default:
{
echo $nombre, " es de solo lectura\n";
}
}
}
public function __get( $nombre ){
switch( $nombre )
{
case 'alto':
{
return $this->alto;
}
case 'ancho':
{
return $this->ancho;
}
case 'superficie':
{
return $this->ancho * $this->alto;
}
}
}
}
$t = new Test();
echo 'superficie ', $t->superficie, "\n";
$t->alto = 23;
$t->ancho = 12;
echo 'alto ', $t->alto, "\n";
echo 'ancho ', $t->ancho, "\n";
echo 'superficie ', $t->superficie, "\n";
$t->superficie = 12;
echo 'superficie ', $t->superficie, "\n";
la salida es:
superficie 20
alto 23
ancho 12
superficie 276
superficie es de solo lectura
superficie 276
A: Es simple :
class Test{
public $luckNumber = 51;
}
Por protected
Una variable se puede definir como :
*
*public (publica) , se puede acceder desde cualquier sitio o clase
que instancie la clase en la que se encuentra :
$clase = new Test();
$clase->luckNumber = 0;
*private (privada) , no se puede acceder.
*Elemento de lista protected (protegida) , es como si fuera publica pero sin poderse modificar.
class Test{
protected $luckNumber = 51;
}
Por funciones SET y GET
class Test{
private $luckNumber = 51;
public function getLuckNumber(){
return $this->luckNumber;
}
}
...
$clase = new Test();
$valor = $clase->getLuckNumber(); | {
"simhash": 18412476540000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.6401314127,
"avg_line_length": 24.2760736196,
"char_rep_ratio": 0.1003039514,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.7966291904,
"max_line_length": 246,
"num_words": 1125,
"perplexity": 2690.4,
"special_char_ratio": 0.3727571392,
"text_len": 3957,
"word_rep_ratio": 0.0806451613
} | 18,235,916,469,515,508,000 |
Q: Copiar el contenido de un elemento al portapapeles usando JavaScript ¿Cómo puedo copiar el contenido de un div (o de cualquier elemento) al portapapeles usando exclusivamente JavaScript/jQuery sin necesidad de usar Flash?
Por ejemplo, si tengo este código:
<p id="mi_parrafo">
Texto que quiero copiar
</p>
<button>Copiar al portapapeles</button>
¿Qué debo hacer para que, después de pulsar el botón, cuando pulse Ctr + V se pegue el contenido dentro de la etiqueta marcada como #mi_parrafo?
A: Hay al menos una manera de conseguir esto sin usar Flash: utilizando el comando copy. Ese comando copiará al portapapeles el texto que esté seleccionado en la página en el momento de ejecutarse.
Así se puede crear una pequeña función que:
*
*Cree un campo de texto temporal (que no será visible).
*Asigne el contenido del elemento que se quiere copiar al valor del campo de texto.
*Seleccione el contenido del campo de texto.
*Ejecute el comando copy: document.execCommand("copy").
*Destruya/Borre el campo temporal.
Entonces el contenido del elemento seleccionado estará en el portapapeles. El código sería así:
function copiarAlPortapapeles(id_elemento) {
// Crea un campo de texto "oculto"
var aux = document.createElement("input");
// Asigna el contenido del elemento especificado al valor del campo
aux.setAttribute("value", document.getElementById(id_elemento).innerHTML);
// Añade el campo a la página
document.body.appendChild(aux);
// Selecciona el contenido del campo
aux.select();
// Copia el texto seleccionado
document.execCommand("copy");
// Elimina el campo de la página
document.body.removeChild(aux);
}
El principal problema de esta solución es que no todos los navegadores soportan este comando, aunque sí que se puede utilizar en los principales a partir de:
*Chrome 43
*Internet Explorer 10
*Firefox 41
Una demo del código en funcionamiento:
function copiarAlPortapapeles(id_elemento) {
var aux = document.createElement("input");
aux.setAttribute("value", document.getElementById(id_elemento).innerHTML);
document.body.appendChild(aux);
aux.select();
document.execCommand("copy");
document.body.removeChild(aux);
}
<p id="p1">P1: Soy el primer párrafo</p>
<p id="p2">P2: Soy el segundo párrafo</p>
<button onclick="copiarAlPortapapeles('p1')">Copiar P1</button>
<button onclick="copiarAlPortapapeles('p2')">Copiar P2</button>
<br/><br/>
<input type="text" placeholder="Pega aquí para probar" />
También se puede crear una versión equivalente usando jQuery:
function copyToClipboard(elemento) {
var $temp = $("<input>")
$("body").append($temp);
$temp.val($(elemento).text()).select();
document.execCommand("copy");
$temp.remove();
}
<script src=""></script>
<p id="p1">P1: Soy el primer párrafo</p>
<p id="p2">P2: Soy el segundo párrafo</p>
<button onclick="copyToClipboard('#p1')">Copiar P1</button>
<button onclick="copyToClipboard('#p2')">Copiar P2</button>
<br/>
<br/>
<input type="text" placeholder="Pega aquí para probar" />
Que funciona de manera similar al ejemplo anterior, aunque se han reportado algunos errores en Safari para Mac y Chrome 64-bit (ver los comentarios en en enlace de la fuente original para más datos).
Fuente: respuesta original en el sitio StackOverflow.
AMPLIACIÓN: COPIAR MANTENIENDO LOS ESTILOS
En otra pregunta en StackOverflow en Español, un usuario comentaba que no se copiaba el formato/estilos del texto. Esto se debe a que en el código de arriba usa input text para copiar el contenido del elemento, por lo que el código HTML se "pierde" (se interpreta de forma literal en lugar de como HTML). Si en lugar de usar un input usamos un div editable, el formato no se pierde y se puede copiar/pegar con estilos:
function ejecutar(idelemento){
var aux = document.createElement("div");
aux.setAttribute("contentEditable", true);
aux.innerHTML = document.getElementById(idelemento).innerHTML;
aux.setAttribute("onfocus", "document.execCommand('selectAll',false,null)");
document.body.appendChild(aux);
aux.focus();
document.execCommand("copy");
document.body.removeChild(aux);
}
#destino {
;
;
solid #ccc;
}
<p id="demo"><b>Caso con formato.</b></p>
<button onclick="ejecutar('demo')">Copiar</button>
<br/>
<div id="destino" contentEditable="true">
</div>
A: Solo para complementar podrías echarle un ojo a la librería clipboard.js, la cual como @Alvaro menciona hace uso de execCommand por lo que según la página de la librería dice que funciona en Chrome 42+, Firefox 41+, IE 9+ y Opera 29+.
Para Safari no funciona, pero al probarlo en un iPad te selecciona el texto del input al mismo tiempo que te muestra la opción nativa para copiarlo.
La diferencia está en la facilidad de uso, ya que con poco tiempo y esfuerzo logras copiar el contenido que quieres, el siguiente código copia el contenido de un input, pero también se puede copiar/cortar el contenido de otro elemento (boton, div, etc).
var clipboard = new Clipboard('.btn');
<script src=""></script>
<!-- Objetivo -->
<input id="foo" value="Texto a copiar">
<!-- Disparador -->
<button class="btn" data-clipboard-target="#foo">
Copiar al portapapeles
</button>
A: va a ser el mismo que tiene el otro cuate de arriba pero en vez de un input un text area para que te respete el indentado si tuvieras mas de una linea
function copiarAlPortapapeles(id_elemento) {
// Crea un campo de texto "oculto", este por un textarea
var aux = document.createElement("textarea");
// Asigna el contenido del elemento especificado al valor del campo
// este para vaciar el contenido
aux.innerHTML = document.getElementById(id_elemento).innerHTML
// Añade el campo a la página
document.body.appendChild(aux);
// Selecciona el contenido del campo
aux.select();
// Copia el texto seleccionado
document.execCommand("copy");
// Elimina el campo de la página
document.body.removeChild(aux);
} | {
"simhash": 4440953239000000000
} | {
"alnum_ratio": 0.7452401011,
"avg_line_length": 34.1091954023,
"char_rep_ratio": 0.0867364158,
"flagged_words_ratio": 0,
"lang": "es",
"lang_score": 0.8634163737,
"max_line_length": 418,
"num_words": 1793,
"perplexity": 3056.1,
"special_char_ratio": 0.2599831508,
"text_len": 5935,
"word_rep_ratio": 0.2270179372
} | 4,770,039,344,424,887,000 |
Q: ¿Cuál es la forma más eficiente para obtener el tamaño de archivo subido en Go? Tengo un servidor de web, muy simple, en Go, y en una página hay un formulario para subir un archivo:
<form method="post" action="/upload" enctype="multipart/form-data">
<input type="file" name="image" accept="image/*"><br>
Description: <input type="text" name="descr"><br>
<input type="submit">
</form>
Y leo el archivo en Go así:
func imageUpload(w http.ResponseWriter, r *http.Request, p httprouter.Params) {
_,imageHead,err := r.FormFile("image")
if err != nil {
log.Printf("Error with upload: %s", err)
return
}
imageDesc := r.FormValue("descr")
fileSize := .... ???
log.Printf("Recibí %s <%s> (%d bytes)", imageHead.Filename, imageDesc, fileSize)
}
Pero qué hago para obtener fileSize?
imageData es un multipart.File, que expone io.Reader, io.ReaderAt, io.Seeker y io.Closer. Pero ¿no archivo directamente? Así, la única opción es leer el io.Reader para ver cuantos bytes tengo? ¿O hay otra opción más eficiente?
A: La única forma confiable para obtener el tamaño exacto del archivo seria leerlo todo para contar los bytes. Una posible manera sería usando io.ReadFull.
De otro modo esa información podría enviarla el cliente explicitamente en alguna cabecera del request, pero aquí dependerías del compromiso del cliente en enviar siempre esta información.
Adicionalmente, podría ser prudente utilizar algo como io.LimitReader para leer hasta un cierto límite.
A: 1- Si no vas a copiar el archivo al servidor podrías obtener el tamaño del archivo mediante js y asignar el valor a un hidden input y leerlo junto con la carga del archivo.
2- Si vas a copiar el archivo al server entonces deberás crear un archivo (os.File), del cual puedes leer su tamaño después de haber copiado el contenido, en tu codigo no estás haciendo nada con el contenido del archivo, si vas a copiarlo al servidor necesitas leer el contenido:
func imageUpload(w http.ResponseWriter, r *http.Request, p httprouter.Params) {
data, imageHead,err := r.FormFile("image")
if err != nil {
log.Printf("Error with upload: %s", err)
return
}
imageDesc := r.FormValue("descr")
out, err := os.Create("myfiles/"+imageHead.Filename)
if err != nil {
log.Println("Error creando archivo, verifique con el administrador sus permisos!")
return
}
defer out.Close()
// Copiando el contenido al archivo
// size1 es el tamaño del archivo en bytes
// puedes ocupar este valor
size1, err = io.Copy(out, data)
if err != nil {
log.Printf("Error: %v\n", err.Error())
fmt.Fprintln(w, err)
return
}
//o obtenerlo tambien con Stat() y Size()
var fileSize int64
fileStat, err := out.Stat()
if err == nil {
fileSize = fileStat.Size()
}
log.Printf("Recibí %s <%s> (%d bytes)", imageHead.Filename, imageDesc, fileSize)
} | {
"simhash": 9566121096000000000
} | {
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"lang_score": 0.9281615019,
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"num_words": 900,
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"text_len": 2957,
"word_rep_ratio": 0.1795735129
} | 8,938,096,973,361,329,000 |
Q: ¿Cómo escribir a un archivo desde un io.Reader usando Go? Tengo un io.Reader que represente los contenidos de un archivo, y ya quiero escribirlo al disco. ¿Cómo puedo hacerlo?
ioutil.WriteFile parece una opción buena, pero requiere []byte, no io.Reader. Y yo sé que puedo leer todo los contenidos del io.Reader a un []byte, pero el archivo puede ser muy grande. Entonces ¿cómo lo puedo hacer directamente con el io.Reader?
A: Ya que tu archivo puede ser muy grande, es recomendable ir leyendo por tokens, de tal forma de usar la menor cantidad de memoria principal.
Para esto utiliza un Scanner de bufio. Este se encarga de leer token a token (donde token puede ser: un byte, una línea, una palabra, etc).
Te dejo un programa que realiza lo deseado:
package main
import (
"fmt"
"bufio"
"log"
"os"
)
func main() {
entrada, err := os.Open("entrada.txt")
if err != nil {
log.Fatal(err)
}
defer entrada.Close()
salida, err := os.Create("datos_cp.txt")
if err != nil {
log.Fatal(err)
}
defer salida.Close()
// Creo una instancia de scanner con el archivo que vamos a escribir
scanner := bufio.NewScanner(entrada)
// Defino el tipo de split que realizaré: en este caso, dividiremos los token por bytes.
// Ver:
//
//
//
scanner.Split(bufio.ScanBytes)
i := 0
// Leo el archivo hasta que retorne false `Scan`
for scanner.Scan() {
// Escribo al archivo, los bytes leídos
salida.Write(scanner.Bytes())
// Esta línea es solamente para demostrar la cantidad de iteraciones realizadas
fmt.Println(fmt.Sprintf("%d steps", i))
i ++
}
if err := scanner.Err(); err != nil {
log.Fatal(err)
}
}
A: Puedes usar io.Copy para hacer esto.
Para obtener un io.Writer solo necesitas crear un archivo nuevo. Esto lo puedes hacer con os.Create. Esta función te da un os.File, que implementa io.Writer y también io.Reader.
Por ejemplo, puedes hacerlo más o menos así.
entrada, err := os.Open("datos.txt")
if err != nil {
log.Fatal(err)
}
salida, err := os.Create("datos_cp.txt")
if err != nil {
log.Fatal(err)
}
_, err = io.Copy(salida, entrada)
if err != nil {
log.Fatal(err)
} | {
"simhash": 12792359960000000000
} | {
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"num_words": 724,
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} | 6,575,621,986,106,641,000 |