J’ai récemment récupéré une télé. Ce post ne se centrant pas sur cette télé, passons rapidement sur ce qui y est lié : ne souhaitant pas “profiter” du paysage audiovisuel français (ou PAF), et ayant nombre de films et séries acquis tout a fait légalement (hmm hmm) stockés sur mon serveur local, je souhaitais brancher sur ma télévision un système me permettant de regarder ces films et séries, et possiblement quelques sources de vidéos en ligne (Youtube, Netflix, etc…) simplement.

Ayant un Raspberry Pi 1 qui trainait, j’ai décidé d’installer OpenELEC dessus et de voir ce que ça donnait. Le résultat n’étant pas satisfaisant (a cause des difficultés du RPi a faire fonctionner tout ça), j’ai décidé d’upgrader le système.

J’ai donc acquis un NUC D34010WYK (attention, les nouveaux modèles ne fonctionnent pas pour ce qui suit), un adaptateur HDMI-CEC pour celui-ci, et un SSD mSATA, en me disant que je pourrais sans trop de problème faire tourner Kodi sur un debian, avec en plus Steam pour faire du streaming depuis mon desktop. L’autre avantage de tourner sur du Intel, c’est de pouvoir mater Netflix (puisque le plugin kodi approprié utilise chrome, et ne fonctionne (a ma connaissance) que sur x86).

J’ai donc reçu après un certain temps le matériel sus cité, que j’ai avidement monté, avant de me rendre compte que le manuel de l’adaptateur Pulse-Eight était [PDF]assez médiocre. J’ai donc cherché plusieurs heures, avant de trouver [DE]ce post expliquant comment brancher l’adaptateur. Je vais donc résumer ici le processus, ce qui devrait rendre la tache a la fois plus simple pour les autres personnes cherchant l’information, et pour moi si je dois remonter ce système.

Pour faire simple, le NUC présente trois headers séparés : un dual-USB, un dit “Front Panel”, et un appelé “Custom Solution Header”. Les trois sont utilisés ici. La première chose a faire est de brancher les fiches grises et rouges sur le Custom Solution Header: le branchement doit être fait ainsi :

Custom Solution
  ┌─┬─┬─┬─┬─┐
  │g│ │·│r│·│
  ├─┼─┼─┼─┼─┤
  │·│·│·│·│·│
  └─┴─┴─┴─┴─┘

  g ➔ fiche grise
  r ➔ fiche rouge
  · ➔ pin inutilisé
    ➔ espace vide (sans pin)

Une fois cela fait, il faut brancher le Front Panel. Heureusement, c’est plus facile, puisqu’il n’y a qu’une seule fiche a brancher ici : la orange.

  Front Panel
  ┌─┬─┬─┬─┬─┐
  │·│·│·│·│·│
  ├─┼─┼─┼─┼─┤
  │ │·│o│·│·│
  └─┴─┴─┴─┴─┘

  o ➔ fiche orange
  · ➔ pin inutilisé
    ➔ espace vide (sans pin)

Enfin, il faut encore brancher les fiches restantes sur le header dual-USB. Étant donné que ce header contient deux fois les pins nécessaires a un branchement USB, il est possible de brancher les cables de plusieurs façons.

   Dual-USB
  ┌─┬─┬─┬─┬─┐
  │b│B│v│n│·│
  ├─┼─┼─┼─┼─┤
  │·│·│·│·│ │
  └─┴─┴─┴─┴─┘

  b ➔ fiche bleue
  B ➔ fiche Blanche
  v ➔ fiche verte
  n ➔ fiche noire
  · ➔ pin inutilisé
    ➔ espace vide (sans pin)

Tous les branchements étant effectués, il faut maintenant remonter la bête (attention a ne pas déranger les branchements avec les antennes Wifi, par exemple), la brancher, et vérifier que tout démarre bien. Il faut aussi changer un paramètre dans le BIOS intel : dans Power➔Secondary Power Settings, il faut que “Deep S4/S5” soit désactivé. Ceci permettant a la connection HDMI-CEC de démarrer et le NUC.

Ne reste plus ensuite qu’a installer un système digne de ce nom dessus!

Le chiffrement SSL pour les services en ligne est un problème relativement récent, par rapport a l’histoire d’Internet. Sa mise en place pose problème : les protocoles existants ne s’accommodent qu’assez mal de recevoir soudainement un flot de données chiffrées, mais développer de nouveaux protocoles est complexe et n’apporte rien d’intéressant. Pour palier a ce problème, deux solutions sont apparues.

Le première consiste à faire écouter les services sur un autre port, dans un tunnel SSL. De cette façon, le service existant écoute normalement, mais il ne répond pas directement aux requêtes. A la place, un tunnel SSL est mis en place, et les requêtes et les réponses passent dans le tunnel (ou elles apparaissent donc chiffrées pour l’extérieur). Cela permet de proposer un service chiffré en modifiant de façon minimale le programme, au prix de devoir aussi changer tous les clients, et de devoir les orienter sur un autre port.

L’autre approche qui a été utilisée est une approche d’upgrade. La communication commence en mode non chiffré, puis le client demande l’upgrade de la connexion vers le mode chiffré s’il le supporte, les deux machines machines font un handshake SSL et la communication continue a travers le tunnel SSL. Le service peut continuer a écouter sur son port habituel, et seuls les clients capables de passer en SSL le feront, ce qui permet de faire la “mise a jour” en douceur.

Il est souvent demandé quelle est la meilleure méthode pour mettre en place un service – laisser un port pour le SSL et un pour le trafic non chiffré, ou bien un seul, avec STARTTLS, qui upgrade les connexions si nécessaire.
La réponse est que STARTTLS est plus interessant, pour plusieurs raisons. Tout d’abord, il permet de n’utiliser qu’un seul port : ça permet de simplifier la configuration du firewall. En plus de ça, il permet aux clients “anciens” (ceux qui ne supportent pas SSL, donc ceux qui devraient être changés) de toujours se connecter, même si cela signifie que leurs informations seront transmises en clair. Surtout, il permet d’éviter aux utilisateurs d’avoir a configurer leurs clients. Si le client supporte le chiffrement, il l’activera de lui même s’il voit qu’il est disponible.
Bref, mettez en place du STARTTLS, et pas du SSL. C’est mieux pour la sécurité de tout le monde.

Si vous avez comme moi une Wii U et Smash 4, vous vous êtes probablement rendus compte de quelques petits trucs : tout d’abord, Smash est bien plus drôle a plusieurs. Ensuite, la Wii U peut être contrôlée avec énormément de “choses” : sans trop réflechir, il y a le Wii U Gamepad, les Wiimotes, les Pro Controllers pour Wii et Wii U, et d’autres. Vous aurez aussi remarqué que le Gamepad n’est pas du tout un moyen de jouer a Smash acceptable, ni les wiimotes. Les pro controllers fonctionnent, mais ne valent pas les bonnes vieilles manettes Gamecube.

Cela étant, si comme moi vous avez, euh, “ouvert” le mode vWii de votre Wii U, vous avez surement un disque dur/une clé USB connecté au dos de votre Wii U, et donc pas assez de ports libres pour connecter l’adaptateur GC pour Wii U a votre console.

Heureusement pour vous, Nintendo a pensé a une solution (et comme d’habitude avec Nintendo, c’est une solution a moitié satisfaisante…) : les classic controller, mais en forme de manettes Gamecube.

Nintendo a donc filé ses licences et ses designs a deux boites, qui se sont empressées de faire des manettes et de ramasser des brouettes d’argent, en faisant des manettes Gamecube qui se connectent a des Wiimotes.

Nous allons ici voir deux modèles, un de chacune des boites en question : PDP et Hori.

Toutes les photos présentes dans cet article sont disponibles en plus grande taille en cliquant dessus

Commençons par le modèle de chez Hori :

Comme vous pouvez le voir, la manette ressemble beaucoup a une véritable manette de Gamecube : a part le bouton Turbo et le bouton Home, le reste est parfaitement identique a une véritable manette Gamecube. A noter que les boutons centraux (Home, Start, Select, et Turbo) sont en caoutchouc mou et pas en plastique dur.

Nous voyons déjà le premier gros problème de cette manette : les gâchettes ne sont en réalité que des boutons : c’est logique puisque c’est comme ça que les classic controller sont faits, mais c’est décevant tout de même

On peut voir ici que la qualité de l’assemblage n’est pas extraordinaire, et on remarque une soudure mal faite a l’emplacement du stick gauche.

Le stick c n’est pas fixé au reste de la manette. J’ai essayé de démonter plus avant les différentes parties de la manette, mais les câbles n’avaient pas l’air de très bonne qualité, et j’ai préféré abandonner l’idée plutôt que de casser la manette.

On peut voir que la coque est complètement vide, et que les gâchettes sont bien en réalité de simple boutons. Il y aurait presque la place de mettre la carte mère d’une Wiimote entière la dedans…

Passons maintenant a la manette PDP.

Au premier coup d’œil, on remarque que la manette PDP ressemble beaucoup moins a une manette gamecube. Cependant, la prise en main est exactement la même. On regrettera tout de même les sticks, pas aussi agréables que ceux de la Gamecube, et les boutons transparents (mais c’est un problème de goût).

Les gâchettes sont des vraies gâchettes! C’est impossible normalement, mais PDP a été très intelligent sur le coup, comme on va le voir juste après.

Comme vous pouvez le voir, la qualité générale est bien meilleure, avec bien moins de colle, et pas de soudage raté. Toutes les cartes filles sont bien attachées a la carte mère, et la structure en plastique est renforcée. Mais surtout, on peut voir deux cartes filles qui sortent de façon étrange de la carte mère, de façon péremptoire perpendiculaire…

Vous l’avez deviné, ces deux “cartes filles” servent en réalité de connecteurs aux boutons situés sur les gâchettes, qui sont de “vraies” gâchettes en cela qu’elles sont faites de la même manière que les vraies (avec un ressort, etc) mais qui sont en réalité des boutons (évidemment, puisque cette manette est en fait un classic controller), par opposition aux véritables gâchettes analogiques.

Quelques photos des gâchettes en question :

Vous l’aurez compris, je préfère la version PDP de ces “Fight Pad”, la finition semble plus solide, les gâchettes sont parfaites, les boutons centraux ne sont pas en caoutchouc cheap, et bien que les sticks soient moins confortables, le reste est parfait. Si vous préférez avoir une manette dont la prise en mains esttotalement identique a celle des manettes Gamecube, cependant, la version Hori vous conviendra probablement mieux, a part les gâchettes, malheureusement.

Vous avez peut être déjà entendu parler de Docker. Si ce n’est pas le cas, voila les bases : Docker est un système de containers. Les containers sont une forme particulière de virtualisation, ou le kernel n’est pas virtualisé, mais ou les processus du système hôte sont séparés de ceux des systèmes invités. Cela est possible depuis longtemps sous FreeBSD avec les Jails, mais n’est devenu possible sous linux que récemment grâce aux cgroups, qui permettent justement de séparer des groupes de processus. Le principe de Docker est donc d’avoir une machine hôte sur laquelle s’exécutent plusieurs conteneurs Dockers, chacun séparé des autres et de l’hôte, mais utilisant tous le même kernel. Cela pose quelques questions en terme de sécurités, puisque la séparation est bien plus fine qu’avec de la virtualisation classique. En effet, ici, en trouvant un exploit kernel, un attaquant aurait potentiellement la capacité de remonter jusqu’à l’hôte, puisqu’il n’est pas vraiment séparé des invités.

Quoi qu’il en soit, Docker permet donc de virtualiser a moindre coût des systèmes GNU/Linux. “Mais pourquoi utiliser Docker, dans ce cas”, vous demandez-vous peut être, “puisque Xen peut faire la même chose, et plus (notamment, Xen est capable de virtualiser autre chose que GNU/Linux)?”. Et bien c’est très simple : Docker apporte la simplicité de déploiement d’applications. Les conteneurs Dockers peuvent être décrit en un fichier, nommé Dockerfile, qui permet de répliquer un conteneur en quelques minutes sur un autre hôte, en une commande. Le Docker Hub permet aussi de récupérer rapidement et facilement un grand nombre d’images déjà configurées.

Maintenant que nous avons expliqué rapidement ce qu’était Docker, voyons le rapport avec les ebooks et Twitter.

Les comptes dits “ebooks” (le nom vient a l’origine de horse_ebooks, voir ici pourquoi) sont des bots twitter utilisant des Chaines de Markov, avec les tweets d’un utilisateur “source” comme corpus, pour produire des tweets ressemblant a ceux de l’utilisateur source. Nous allons voir maintenant comment en installer un.

C’est, comme disent certaines personnes, “fun”.

Il existe de nombreuses librairies écrites pour créer ce genre de bots, cependant dans ce cas nous nous concentrerons sur celle-ci, qui est une lib ruby créée par @m1sp, qui gère pour nous a la fois l’API twitter et la génération des messages.

Cependant, cela n’explique toujours pas le lien avec Docker. Ce lien est très simple : nous utilisons un container pour faire tourner les bots. Depuis la version 3, la gem twitter_ebooks permet de faire tourner plusieurs bots dans une seule instance. Cependant, il est toujours plus sûr d’isoler les bots, et les containers dockers permettent de les déployer sur n’importe quelle machine (celleux qui ont déjà tenté de mettre en place une application basée sur ruby sauront le problème que cela pose habituellement). Pour ce faire, j’ai créé un repo github qui contient toutes les pièces nécessaires pour mettre cela en place : le bot en lui même, les deux Dockerfiles, etc.

Le fonctionnement du bot est simple : après avoir installé la gem twitter_ebooks, vous archivez le corpus de l’utilisateur source avec ebooks archive <username> <filename> (c’est du json) , puis vous convertissez le json en fichier utilisable par le bot : ebooks consume <filename>. Cela fait, démarrer le bot revient a lancer le container : docker run -d <container name> Pour plus d’informations, allez voir la documentation Docker

Bien entendu, dans l’idéal il faudrait mettre a jour les corpus de chaque utilisateur régulièrement. Cela est très simple a mettre en place avec un simple script cron :

00 00 * * *    /usr/local/bin/ebooks archive username /usr/local/ebooks/main/corpus/username.json >> /var/log/ebooks/update.log 2>&1
00 05 * * *    cd /usr/local/ebooks/main/ && /usr/local/bin/ebooks consume corpus/username.json >> /var/log/ebooks/update.log 2>&1
00 10 * * *    docker rm -f bots >/dev/null 2>&1
00 15 * * *    docker rmi bots  > /dev/null 2>&1
00 20 * * *    cd /usr/local/ebooks/main/ && docker build --rm -t bots . >> /var/log/ebooks/build.log 2>&1
00 25 * * *    docker run -d --name bots bots >> /var/log/ebooks/run.log 2>&1

Les 5 minutes entre chaque commande sont laissées pour empécher que deux commandes ne s’executent en même temps.

Et voila, vous avez un container Docker qui fait tourner une application en ruby toute sale, et votre système hôte reste propre. Bien sûr, ce n’est qu’un exemple des possibilités de Docker : par exemple, on peut aussi faire tourner des applications “usuelles” dedans, puisque l’overhead de Docker est minimal, et beaucoup d’autres applications existent.

J’avais dit il y a un certain temps que j’allais écrire un tutoriel expliquant comment gérer ses mails soi-même. Il se trouve que j’ai récemment décidé de changer le serveur qui héberge (entre autres) ce blog, et que ce dernier héberge aussi mes emails. J’ai donc totalement changé d’infrastructure quand a la gestion de mon système de mails.

Ainsi, j’ai décidé de passer de Postfix a OpenSMTPd, changement que je voulais effectuer depuis un certain temps. OpenSMTPd est un projet originaire d’OpenBSD qui a pour but de fournir un serveur SMTP fiable, simple, rapide, et surtout sécurisé (les même buts que ceux qu’a le projet OpenBSD, globalement).

Pour rappel, le système d’emails fonctionne d’une façon très simple : votre MUA (Mail User Agent, ou client email) contacte le MTA (Mail Transport Agent, ou serveur SMTP) de votre fournisseur email, qui contacte le MTA du fournisseur du destinataire, qui lui même contacte le MDA (Mail Delivery Agent) qui délivre le mail au destinataire.

Si vous avez bien suivi, vous pouvez voir que je n’ai pas parlé de récupération ni de lecture des mails. C’est pour une raison simple, qui est que ces taches sont remplies par d’autres services encore (IMAP/POP pour la récupération depuis le serveur, des yeux pour la lecture).

Or ce qui nous intéresse ici, ce n’est pas simplement d’envoyer et de recevoir des emails mais bien aussi de pouvoir les récupérer et les lire, et c’est pour ça que ce tutoriel ne parlera pas que d’OpenSMTPd mais aussi de Dovecot qui fait office de serveur IMAP et amavis/spamassassin pour filtrer les mails entrants et sortants. Le schéma suivant explique la façon dont les mails sont gérés sur le système

            ╭────────────────╮                    ╭──────────╮
            │╭──────────────>│────> to filter ───>│─╮        │
  mail in   ││               │                    │ │ amavis │
───────────>│╯ OpenSMTPd  ╭──│<─── from filter<───│<╯        │
            │             │  │                    ╰──────────╯
  mail out  │             │  │                    ╭──────────╮
<───────────│<────────────┴─>│─────> to MDA ─────>│─────────>│──> to user's
            │                │                    │ dovecot  │     mailbox
            ╰────────────────╯                    ╰──────────╯

Normalement, ceci devrait être a peu près clair. Pour expliquer vite fait, les emails entrants (venant des utilisateurs mais aussi d’autres correspondants) sont transmis a OpenSMTPd, qui envoie tout aamavis, qui vérifie a la fois les spams et les malwares pour les mails venants de l’exterieur, et qui signe avec DKIM pour les mails venants de nos utilisateurs, puis qui rentransmet les mails filtrés/signés a OpenSMTPd, qui a ce moment-ci trie en fonction de la destination : les mails gérés par le domaine vont via dovecot dans les boites mail des destinataires locaux, les mails exterieurs vont directement vers le MTA du serveur distant.

Voyons comment mettre cela en place. Tout d’abord, il faut décider de la façon dont les différents services vont communiquer.

Déjà, amavis étant configuré par défaut pour écouter (en SMTP) sur le port 10024 et répondre sur le port 10025 quand il s’agit de filtrer et écouter sur le port 10026 et répondre sur le port 10027 quand il s’agit de signer, nous allons profiter de cette configuration et donc lui parler en SMTP sur ces ports.

Quand a Dovecot, nous allons lui transmettre les emails en LMTP (Local Mail Transfer Protocol), non pas sur un port mais via un socket (dans ce cas précis, /var/run/dovecot/lmtp).

Ainsi, pour reprendre le schéma présenté plus haut :

            ╭───────────────╮                    ╭───────────╮
            │╭─────────────>│──> SMTP (10026) ──>│─╮         │
  SMTP in   ││              │                    │ │ amavis  │
────────> 25│╯ OpenSMTPd ╭──│<── SMTP (10027) <──│<╯ (sign)  │
            │            │  │                    ╰───────────╯
  SMTP out  │            │  │
25 <────────│<───────────╯  │
            ╰───────────────╯

Pour les mails sortants; et

            ╭───────────────╮                    ╭────────────╮
            │╭─────────────>│──> SMTP (10024) ──>│─╮          │
  SMTP in   ││              │                    │ │ amavis   │
────────> 25│╯ OpenSMTPd ╭──│<── SMTP (10025) <──│<╯(filter)  │
            │            │  │                    ╰────────────╯
            │            │  │                    ╭────────────╮
            │            ╰─>│──> LMTP (socket) ─>│───────────>│──> to user's
            │               │                    │  dovecot   │     mailbox
            ╰───────────────╯                    ╰────────────╯

Pour les mails entrants.

Maintenant que la théorie est claire, mettons en place tout cela. Je me baserai ici sur le fait que vous utilisiez une plateforme Debian ou OpenBSD. Pour d’autres plateformes, la configuration devrait être sensiblement la même

(Vous aurez besoin de certificats SSL pour ce guide, même auto-signés. Si vous ne savez pas comment en créer, vous pouvez aller voir ce post)

Tout d’abord, commençons par installer les programmes nécessaires :

sudo apt-get install opensmtpd dovecot dovecot-pigeonhole amavisd-new dovecot-managesieved
sudo pkg_add dovecot dovecot-pigeonhole amavisd-new

Continuons en configurant OpenSMTPd tel que nous avons vu plus haut :

/etc/smtpd.conf

# This is the smtpd server system-wide configuration file.
# See smtpd.conf(5) for more information.

## Certs
pki exem.pl certificate "/etc/certs/exem.pl.crt"
pki exem.pl key         "/etc/certs/exem.pl.key"

## Ports to listen on, and how to listen on them
listen on eth0 port 25 tls pki exem.pl hostname exem.pl auth-optional
listen on eth0 port 465 tls-require pki exem.pl hostname exem.pl auth mask-source
listen on eth0 port 587 tls-require pki exem.pl hostname exem.pl auth mask-source

## Aliases
table aliases file:/etc/aliases

# coming from amavisd, checked for spam/malware
listen on lo port 10025 tag Filtered
# coming from amavisd, signed with DKIM
listen on lo port 10027 tag Signed

## Receiving
# if the (incoming) mail has been through amavisd, then we can deliver it
accept tagged Filtered for any alias <aliases> deliver to lmtp "/var/run/dovecot/lmtp"
# we directly tranfer incoming mail to amavisd to be checked 
accept from any for domain "exem.pl" relay via "smtp://localhost:10024"
# we have to put these lines in this order to avoid infinite loops

## Sending
# if the (outgoint) mail has been through amavisd, then we can deliver it
accept tagged Signed for any relay
# we tranfer the outgoing mail to amavisd to be signed
accept for any relay via "smtp://localhost:10026"
# same, we have to put these lines in this order or infinite loops...

Expliquons un peu ce fichier de configuration :

• Tout d’abord, le paragraphe nommé “Certs” contient les déclaration d’emplacement des certificats SSL.
• Ensuite, le paragraphe contenant les ports externes sur lesquels nous écoutons : port 25 avec TLS optionel et ports 465 et 587 avec TLS obligatoire
• Les alias sont définis juste après
• Le paragraphe suivant contient les ports locaux sur lesquels nous écoutons : 10025 (port de sortie du filtre de amavis) dont on taggue les mails sortants comme “Filtered” et 10027 (port de sortie des mails signés par amavis) dont on taggue les mails sortants comme “Signed”
• Nous avons ensuite le paragraphe qui traite les mails rentrants. Si le mail traité est taggué comme Filtered, alors il a été vérifié par amavis, et on peut donc le transmettre au destinataire. Sinon, c’est qu’il n’a pas encore été vérifié par amavis, donc on lui transmet pour analyse (sur le port 10024 donc). Il est important de mettre les déclarations dans ce sens, car la première règle qui matche l’état du paquet est appliquée. Ici, la deuxième ligne matchant tous les mails arrivant et la première seulement ceux filtrés, inverser leur sens voudrait dire que les mails seraient toujours renvoyés a amavis
• Enfin, le dernier paragraphe traite les mails sortants. De la même façon que pour le paragraphe précédent, si le mail sortant est déjà taggué comme Signed on le transmet au MTA du destinataire, sinon il n’a pas encore été signé par DKIM par amavis et on le transmet donc a amavis pour qu’il le signe. Le problème de l’ordre des lignes se pose encore, pour la même raison qu’au dessus.

Nous allons maintenant configurer dovecot. Comme nous l’avons vu, dovecot doit écouter en LMTP via la socket /var/run/dovecot/lmtp et transmettre les emails a la boite email de l’utilisateur. Il serait aussi interessant qu’il nous permette de récuperer les mails. Pour cette configuration, on ne mettra en place que du IMAPS. Cependant, si vous voulez mettre en place du POP3[s], différents guides sont trouvables facilement sur internet.

/etc/dovecot/dovecot.conf

## Dovecot configuration file

# basic config
info_log_path = /var/log/dovecot-info.log
log_path = /var/log/dovecot.log
log_timestamp = "%Y-%m-%d %H:%M:%S "
mail_location = maildir:%h/mail

# authentication
passdb {
    driver = pam
}
userdb {
    driver = passwd
}

# the protocols we use
protocols = imap lmtp sieve

# ssl config
ssl_cert = </etc/certs/exem.pl.cert
ssl_key = </etc/certs/exem.pl.key
ssl_cipher_list = HIGH+kEDH:HIGH+kEECDH:HIGH:!PSK:!SRP:!3DES:!aNULL
ssl = yes

## configuring services 
# disables imap login without SSL (yes dovecot is dumb that way)
service imap-login {
    inet_listener imap {
        port=0 
    }
}

service lmtp {
    unix_listener lmtp {
        mode = 0666
    }
}

## configuring protocols
# the dovecot lda, we set it to use sieve
protocol lda {
    mail_plugins = $mail_plugins sieve
}

protocol lmtp {
    postmaster_address =  whoever@exem.pl
    mail_plugins = $mail_plugins sieve
}

plugin {
    sieve = ~/.dovecot.sieve
    sieve_dir = ~/sieve
}

ATTENTION: Sous OpenBSD, remplacez

passdb {
    driver = pam
}

par

passdb {
    driver = bsdauth
}

pour identifier les utilisateurs système

Ici aussi, voyons comment ce fichier est structuré :

• Tout d’abord, les configurations de base : ou iront les logs, comment formater leur datation, et l’endroit ou seront stockés les mails des utilisateurs.
• Nous configurons ensuite la gestion de l’authentification des utilisateurs. Ici nous identifions les utilisateurs avec le fichier /etc/passwd et leurs mots de passe avec PAM (ou BSDAuth)
• Nous configurons ensuite les protocoles que nous servons. Ici, nous voulons de l’IMAPS, du LMTP local et Sieve (qui sert pour trier les messages).
• Nous configurons le SSL
• Le section suivante contient la configuration des services. Nous avons en premier lieu le service IMAP, dont la configuration sert uniquement a désactiver IMAP. En effet, dovecot ne permet d’activer IMAPS qu’en activant IMAP avec. Comme nous ne voulons pas d’IMAP sans SSL, nous le désactivons. La configuration de lmtp sert a attribuer des permissions plus correctes au fifo qu’il utilise
• Nous configurons maintenant les protocoles, pour faire fonctionner Sieve
• enfin, nous configurons le plugin sieve en lui indiquant quel fichier et quel dossier utiliser pour sa configuration.

Enfin, il nous reste a configurer amavis. Comme expliqué, amavis va nous servir a deux choses : signer les emails sortants, et filtrer les emails entrants. Il doit donc écouter sur les port 10026 pour les signatures et 10024 pour le filtrage, et répondre respectivement sur les ports 10027 et 10025 (le tout, en SMTP. Comme toutes les transactions se font sur le loopback, il n’y a aucun risque a utiliser des protocoles non chiffrés. Pour OpenBSD, pensez a copier la configuration par défaut depuis/usr/local/share/examples/amavisd-new/amavisd.conf et ajoutez les modifications nécessaires a la fin du fichier.

/etc/amavis/conf.d/99-local.conf (debian) /etc/amavis.conf (OpenBSD)

use strict;

$enable_dkim_verification = 1;
$enable_dkim_signing = 1;
dkim_key("exem.pl", "main", "/etc/certs/dkim.key" );

@dkim_signature_options_bysender_maps = (
    { '.' =>
        { ttl => 21*24*3600, c => 'relaxed/simple' }
    }
);

$inet_socket_port = [10024, 10026];
$policy_bank{'MYNETS'} = {
        originating => 1,
        os_fingerprint_method => undef,
};

$interface_policy{'10026'} = 'ORIGINATING';

$policy_bank{'ORIGINATING'} = {
        originating => 1,
        allow_disclaimers => 1,
        virus_admin_maps => ["root\@$mydomain"],
        spam_admin_maps => ["root\@$mydomain"],
        warnbadhsender => 1,
        forward_method => 'smtp:localhost:10027',
        smtpd_discard_ehlo_keywords => ['8BITMIME'],
        bypass_banned_checks_maps => [1],
        terminate_dsn_on_notify_success => 0,
};

#------------ Do not modify anything below this line -------------
1;  # ensure a defined return

A nouveau, expliquons ce fichier : - le premier paragraphe définit que nous voulons qu’amavis signe les emails sortants, vérifie la signature DKIM des emails rentrants, et l’endroit ou se trouve la clé privée servant a signer les emails. - le second définit les options DKIM que nous souhaitons utiliser comme défaut. Je vous invite a consulter la RFC 4871 - nous définissons ensuite les ports sur lesquels nous allons écouter, puis les paramètres que nous utiliserons pour les emails venant de nos utilisateurs : ils seront traités comme “originating” et nous ne vérifierons pas l’OS duquel ils viennent. - nous savons que les emails venants du port 10026 sont sortants, nous les traitons donc comme tel - le paragraphe suivant décrit le traitement que nous faisons subir aux emails sortants : tout d’abord, nous réaffirmons qu’ils viennent bien de notre serveur. Nous autorisons les disclaimers (voire encore une fois la RFC 4871. Nous déclarons l’adresse a prévenir en cas de spam/virus venants de notre système, et que nous voulons être prévenus. Nous déclarons ou envoyer les mails une fois signés et filtrés, puis qu’il est nécessaire de convertir les emails au format 7 bits avant de les envoyer au MTA, que nous autorisons tous les types et noms de fichiers, et les notifications de succès d’envoi. Et voila!

Vous avez pu remarquer qu’a aucun moment nous ne configurions ni la signature des emails sortants ni le filtrage des emails entrants. Ces paramètres sont en fait inclus par défaut dans amavis.

Il nous reste cependant quelques opérations a faire, encore. Tout d’abord, il nous faut générer notre clé DKIM. Pour cela, il existe différentes méthodes, j’ai personnellement utilisé opendkim (un tutorial) mais de nombreuses autre méthodes existent. Il nous reste encore a configurer spamassassin :

#rewrite_header Subject *****SPAM*****
# report_safe 1
required_score 2.0
# use_bayes 1
# bayes_auto_learn 1
# bayes_ignore_header X-Bogosity
# bayes_ignore_header X-Spam-Flag
# bayes_ignore_header X-Spam-Status
ifplugin Mail::SpamAssassin::Plugin::Shortcircuit
# shortcircuit USER_IN_WHITELIST       on
# shortcircuit USER_IN_DEF_WHITELIST   on
# shortcircuit USER_IN_ALL_SPAM_TO     on
# shortcircuit SUBJECT_IN_WHITELIST    on
# shortcircuit USER_IN_BLACKLIST       on
# shortcircuit USER_IN_BLACKLIST_TO    on
# shortcircuit SUBJECT_IN_BLACKLIST    on
shortcircuit ALL_TRUSTED             off
# shortcircuit BAYES_99                spam
# shortcircuit BAYES_00                ham

endif # Mail::SpamAssassin::Plugin::Shortcircuit

Comme vous pouvez le voir, les modifications se résument globalement a baisser le required_score pour ma part.

Pour finir, activez les services nécessaires : opensmtpd, dovecot, amavisd, et spamassassin, et tout devrait fonctionner parfaitement

Bon courage pour votre hosting de mail ensuite…

J’ai récemment eu l’occasion de louer un serveur chez Online.net (filiale de Illiad) Voulant depuis pas mal de temps gérer un serveur sous FreeBSD (et tester bhyve) et n’ayant pour différentes raisons pas eu l’occasion de le faire sur mon serveur auto-hebergé ni sur ce serveur ci, j’ai commencé a chercher comment le faire sur ce serveur.

Étant donné que Online ne propose pas directement d’image FreeBSD sur ses serveurs, il m’a fallu chercher un peu plus loin. Il se trouve que ce post sur les forums d’online explique une procédure, mais celle-ci ne fonctionnait pas pour mon serveur en particulier.

J’ai donc cherché un peu sur internet, puis demandé sur irc (#freebsd-fr@freenode), ou l’on m’a dirigé vers mfsbsd, un projet d’installeur alternatif, minimaliste et simplifié pour FreeBSD.

Pour installer FreeBSD sur votre serveur, donc, il vous faudra accéder a une console KVM (dans mon cas personnel, iLO). Cela doit être faisable depuis le panel Online. Une fois cela fait, lancez une console, puis téléchargez l’image mfsbsd. Dans la console iLO, choisissez de booter sur une image CD/DVD, puis choisissez l’image mfsbsd. Ensuite, rebootez le serveur. Choisissez de booter sur l’image CD/DVD (F11 puis 1). Une fois ceci fait, un FreeBSD a l’air tout a fait classique va démarrer. Une fois ceci fait, la partie importante arrive: mfsbsd contient un script d’installation root-on-zfs, nommé logiquement zfsinstall, qui va se charger de tout le travail pour nous.

Utilisez donc ce script ainsi :

# tout d'abord, wipons le MBR :
dd < /dev/zero > /dev/da0 count=1
# maintenant, installons le système
zfsinstall -g da0 -u ftp://ftp.freebsd.org/pub/FreeBSD/releases/amd64/10.0-RELEASE/ -s 2G -p root -c

Avec -g da0 votre disque dur principal, -s 2G la quantité de swap désirée, -p root le nom du zpool, et -c pour activer la compression. D’autres options sont disponibles, je vous invite a faire un zfsinstall -h si mon setup ne vous convient pas.

Une fois ceci fait, faites un chroot dans /mnt (ou doit se trouver le nouveau système) et éditez /etc/rc.conf :

zfs_load="YES"
sshd_load="YES
hostname="whatever"
ifconfig_igb0="DHCP"

Remplacez whatever par votre hostname, et igb0 par le nom de votre interface physique connectée a internet. Quittez le chroot, rebootez, et voila, vous avez maintenant un système FreeBSD tout propre installé sur zfs a découvrir et utiliser!

Voila, c’est la fin de ce tutoriel. (Cela dit, bon courage pour tester bhyve, vu que l’IPv6 chez online est… peu crédible, disons)

Bon sinon sur d’autres sujets, j’ai mis en place des bots twitter : wxcafe_ebooks, petitefanfare, capet_ebooks, zengisse, et kim_ebooks. Ils sont tous basés sur ce code, qui vient de @m1sp (github.com/twitter_ebooks). Donc voila.

A plus

Disclaimer: Ce billet est écrit après le visionnage de la conférence de Moxie Marlinspike suivante: More Tricks for Defeating SSL, présentée a la DefCon 17 (en 2011), et la lecture du billet suivant: A Critique of Lavabit, ce qui peut avoir l’effet de rendre légèrement parano. Si vous considérez que c’est le cas ici, veuillez ne pas tenir compte de ce billet (et vous pouvez dès a présent dire coucou aux différentes personnes qui écoutent votre connection)

Si vous venez ici souvent (vous devriez), et que vous utilisez SSL pour vous connecter a ce site (vous devriez, vraiment, dans ce cas), vous avez peut être remarqué quelque chose récemment : il se trouve que le certificat qui permet de desservir ce site a changé.

Cela fait suite aux évènements évoqués dans le Disclaimer, mais aussi a des doigts sortis d’un endroit particulier du corps de l’admin/auteur de ce “blog”, qui a pris enfin les 5 minutes nécessaires a la compréhension superficielle du fonctionnement de SSL, et les 10 nécessaires a la mise en place d’un système fonctionnel utilisant cette compréhension récemment acquise.

Bref, le certificat a changé. Mais de quelle façon, vous demandez vous peut être (ou pas, mais bon, je vais expliquer de toute façon). Et bien c’est très simple : il existait auparavant un certificat pour wxcafe.net, un pour paste.wxcafe.net, un pour mail.wxcafe.net, etc… Bref, un certificat différent pour chaque sous-domaine.

Il s’avère que c’est a la fois très peu pratique a utiliser (les utilisateurs doivent ajouter chaque certificat a leur navigateur séparément, chaque changement de sous-domaine conduit a un message d’erreur, etc) et pas plus sécurisé que d’avoir un seul certificat wildcard. J’ai donc généré un certificat pour *.wxcafe.net hier, et il sera dorénavant utilisé pour tous les sous-domaine de wxcafe.net; et un certificat pour wxcafe.net, qui ne matche pas *.wxcafe.net, et qui sera donc utilisé… bah pour wxcafe.net.

Il serait préférable de faire des redirections automatiques des adresses http vers les adresses https, cependant, étant donné que le certificat est self-signed, il me semble préférable que l’arrivée sur le site ne commence pas par une page firefox disant “Something’s Wrong!”, et ces redirections ne seront donc pas mises en place.

De plus, après la lecture de l’article de blog sur Lavabit dont le lien est plus haut, il semble intéressant (et assez important) de faire en sorte que le serveur utilise en priorité (et si possible, uniquement) des ciphers supportant PFS, soit EDH et EECDH (Ephemeral Diffie-Helmann et la version Elliptic Curves de ce même algorithme). Cela permet de faire en sorte que toutes les communications avec ce serveur soient future-proof, c’est a dire que, même si quelqu’un récupérait la clé privée, elle ne serait pas utile pour déchiffrer les communications passées.

Bon, maintenant que les explications basiques sont faites, voyons l’implémentation :
Pour générer la clé, tout d’abord, il convient d’utiliser les commandes suivantes:

sudo openssl genrsa -out example.key 4096
# nous utilisons ici une clé de 4096 bits, la taille est laissée a votre appréciation
sudo openssl req -new -key example.key -out example.csr
# OpenSSL va ici vous demander de nombreuses informations, "Common Name" devant contenir le FQDN
sudo openssl X509 -req -days 1095 -in example.csr -signkey example.key -out example.crt
# enfin, nous générons la clé, d'une durée de vie de 3 ans

Bien entendu, si vous voulez utiliser une clé wildcard, il vous faut préciser *.example.com comme common name. Une fois la clé générée, il faut dire aux différents services de l’utiliser, et de n’utiliser que des ciphers PFS. La méthode dépend donc du service. Je vais lister ici les methodes pour quelques services que j’utilise :

apache :

# /etc/apache2/mods_enabled/ssl.conf
# [...]
SSLProtocol all -SSLv2 -SSLv3
SSLHonorCipherOrder on
SSLCipherSuite "EECDH+ECDSA+AESGCM EECDH+aRSA+AESGCM EECDH+ECDSA+SHA384 \
  EECDH+ECDSA+SHA256 EECDH+aRSA+SHA384 EECDH+aRSA+SHA256 EECDH+aRSA+RC4 \
  EECDH EDH+aRSA RC4 !aNULL !eNULL !LOW !3DES !MD5 !EXP !PSK !SRP !DSS"
# [...]
# /etc/apache2/sites-enabled/default-ssl
# [...]
SSLEngine on
SSLCertificateFile /etc/certs/example.com.crt
SSLCertificateKeyFile /etc/certs/example.com.key
# [...]

nginx :

# /etc/nginx/nginx.conf 
# [...]
ssl_protocols TLSv1 TLSv1.1 TLSv1.2;
ssl_prefer_server_ciphers on;
ssl_ciphers "EECDH+ECDSA+AESGCM EECDH+aRSA+AESGCM EECDH+ECDSA+SHA384 \
  EECDH+ECDSA+SHA256 EECDH+aRSA+SHA384 EECDH+aRSA+SHA256 EECDH+aRSA+RC4 \
  EECDH EDH+aRSA RC4 !aNULL !eNULL !LOW !3DES !MD5 !EXP !PSK !SRP !DSS";
# [...]
# /etc/nginx/sites-enabled/default-ssl
# [...]
ssl on;
ssl_certificate /etc/certs/example.com.crt
ssl_certificate_key /etc/certs/example.com.key
# [...]

prosody (jabber) :

# tout d'abord, lancez la commande suivante :
sudo openssl dhparam -out /etc/prosody/certs/dh-2048.pem 2048
# ensuite, pour chaque VirtualHost dans /etc/prosody/prosody.conf :
ssl = {
  dhparam = "/etc/prosody/certs/dh-2048.pem";
  key = "/etc/certs/example.com.key";
  certificate = "/etc/certs/example.com.crt";
}
# la cipher suite de prosody utilise par défaut EDH et EECDH

postfix (email) :

# /etc/postfix/main.cf
# [...]
smtpd_tls_cert_file = /etc/certs/example.com.crt
smtpd_tls_key_file = /etc/certs/example.com.key
tls_preempt_cipherlist = yes
smtpd_tls_eecdh_grade = strong
smtdp_tls_mandatory_ciphers = high
smtpd_tls_mandatory_exclude_ciphers = aNULL, eNULL, MD5, LOW, 3DES, EXP, PSK, SRP, DSS
smtpd_tls_security_level = encrypt
smtpd_tls_mandatory_protocols = !SSLv2, !SSLv3
smtpd_use_tls = yes
# [...]

dovecot (imap) :

# /etc/dovecot/dovecot.conf 
# [...]
ssl_cert = </etc/certs/example.com.crt
ssl_key = </etc/certs/example.com.key
ssl_cipher_list = HIGH+kEDH:HIGH+kEECDH:HIGH:!PSK:!SRP:!3DES:!aNULL

Voila. Pour d’autres protocoles/services, je vous invite a RTFM^W vous reporter au manuel approprié.

Cela étant dit, je conseille a tout le monde d’aller voir la conférence dans le disclaimer, et tant qu’a faire la conférence du même hacker SSL and the future of Authenticity qui parle de son implémentation d’une technologie “remplaçant” le système de CAs qui existe actuellement.

Le DNS (Domain Name System) est le service permettant la résolution des noms de domaines en différentes informations : adresses IPv4, adresses IPv6, certificats DNSSEC ou IPsec, localisation géographique, ou encore texte. En général, le DNS est utilisé pour résoudre des noms de domaines en adresses IP, et ainsi pour simplifier la vie de tous les utilisateurs (je doute que tout le monde retienne de se connecter a http://173.194.45.66, ou a http://199.16.156.70. Voire même a http://5.39.76.46).

Cependant, le DNS est un système qui date de 1984, et les exigences de l’époque en termes d’expérience utilisateur n’étaient pas forcément aussi importantes que de nos jours. La configuration des serveurs DNS peut ainsi être assez contre intuitive. Cela étant dit, comprendre le fonctionnement de DNS et contrôler ses enregistrements est important.

Tout d’abord, une petite explication théorique. Le DNS fonctionne de la même façon que le système de fichiers : en arborescence. Cependant, là ou la racine du FS est /, celle de DNS est ., et là ou il convient d’écrire, par exemple,/usr/ et ou la progression se fait de gauche a droite pour le FS, pour DNS le . n’est pas obligatoire et la progression se fait de droite a gauche. Par exemple, le tld(top level domain, domaine de haut niveau) com, et le domaine google.com appartient a com, on écrit donc google.com sans écrire le point a la fin de façon courante.

Le reverse DNS est une variante du DNS “classique” permettant de résoudre les adresses IP en nom de domaine. Ainsi, 5.39.46.76 a pour domaine wxcafe.net. Cependant, le reverse DNS n’a, par définition, pas de TLD sur lequel se diriger quand on lui adresse une query. Les “adresses” que l’on query en reverse DNS sont donc constituées de l’adresse IP, dans le sens contraire a l’ordre habituel, et du faux domaine .in-addr.arpa Par exemple, pour connaitre le reverse de 5.39.46.76, il faudra faire dig PTR 76.46.39.5.in-addr.arpa. La réponse sera, évidemment, wxcafe.net

Voyons maintenant comment mettre en place son propre serveur DNS. Tout d’abord, quelques informations. DNS fonctionne sur le port 53 en UDP, et la commande utilisée pour faire des tests DNS est dig. Le DNS fonctionne avec des “enregistrements”, records en anglais. Par exemple, un record A indique une adresse IP, un record NS indique un Serveur de nom, etc. dig se base sur ces records : par défaut, il ira chercher le(s) record(s) A correspondant(s) au nom de domaine que vous donnez en argument, mais en précisant un autre type de record, vous pouvez obtenir n’importe quelle information : par exemple, dig NS wxcafe.net devrait vous renvoyer

; <<>> DiG 9.8.4-rpz2+rl005.12-P1 <<>> NS wxcafe.net
;; global options: +cmd
;; Got answer:
;; ->>HEADER<<- opcode: QUERY, status: NOERROR, id: 13846
;; flags: qr rd ra; QUERY: 1, ANSWER: 2, AUTHORITY: 0, ADDITIONAL: 0

;; QUESTION SECTION:
;wxcafe.net.            IN  NS

;; ANSWER SECTION:
wxcafe.net.     3600    IN  NS  ns.wxcafe.net.
wxcafe.net.     3600    IN  NS  ns.home.wxcafe.net.

;; Query time: 60 msec
;; SERVER: 10.0.42.1#53(10.0.42.1)
;; WHEN: Tue Dec 10 13:31:18 2013
;; MSG SIZE  rcvd: 67

Comme vous pouvez le voir, les serveurs DNS principaux pour wxcafe.net sont ns.wxcafe.net et ns.home.wxcafe.net, qui sont respectivement des alias pour wxcafe.net et home.wxcafe.net. Ainsi, chacun fait autorité pour lui même, et le problème évident est que le résolveur ne peut résoudre la query si il est renvoyé encore et encore vers le même serveur. Il convient donc de définir dans le même fichier de configuration l’adresse de ces deux serveurs. Ainsi, le résolveur, au bout de son deuxième loop, se rendra compte qu’il est en train de faire une boucle infinie et demandera l’adresse au serveur auquel il est connecté. La première indication de direction se fait grâce au serveur du TLD.

La configuration de bind est assez simple dans le principe, le plus complexe étant en fait d’écrire les fichiers de zone. La configuration de bind sous debian se fait dans le dossier /etc/bind/. Il existe 4 fichiers de configuration principaux : named.conf, named.conf.default-zones, named.conf.local et named.conf.options. named.conf contient les options par défaut de bind, named.conf.default-zones les déclarations des zones par défaut (auxquelles il vaut mieux ne pas toucher), named.conf.local contient les déclarations de vos zones, et named.conf.options contient les options que vous rajoutez pour changer le comportement de bind.

Pour commencer, il convient de préciser que nous allons parler ici du cas dans lequel se trouve wxcafe.net: deux domaines dont nous voulons faire l’autorité, deux serveurs DNS, et un service de résolution récursive limitée a quelques IPs (notamment mon accès chez moi).

Examinons tout d’abord les fichiers de configuration de named.named.conf.local contient les définitions des zones forward et reverse. Sur wxcafe.net, les zones wxcafe.net et 76.46.39.5.in-addr.arpa sont gérées en master, et les zones home.wxcafe.net et 103.177.67.80.in-addr.arpa sont gérées en slave. Nous n’examinerons ici que les déclarations de zones sur ce serveur, et pas sur home., car elles sont sensiblement les mêmes. La différence principale étant que l’un héberge en slave les masters de l’autre. Le fichier named.conf.local sur wxcafe.net contient donc

zone "wxcafe.net" {
    type master;
    file "/etc/bind/master/wxcafe.net";
    allow-transfer {
        80.67.177.103;
    };
};

zone "home.wxcafe.net" {
    type slave;
    file "/etc/bind/slave/home.wxcafe.net";
    masters {
        80.67.177.103;
    };
};

zone "46.76.39.5.in-addr.arpa" {
    type master;
    file "/etc/bind/master/46.76.39.5.in-addr.arpa";
    allow-transfer {
        80.67.177.103;
    };
};

zone "103.177.67.80.in-addr.arpa" {
    type slave;
    file "/etc/bind/slave/103.177.67.80.in-addr.arpa";
    masters {
        80.67.177.103;
    };
};

Cela devrait être relativement clair. Globalement, les zones master ont un fichier dans /etc/bind/master/, et les slaves un fichier dans /etc/bind/slave/, les masters autorisent le transfert vers home.wxcafe.net tandis que les slaves déclarent home.wxcafe.net comme master, et le reste est assez parlant.

Voyons maintenant le fichier de zone concernant wxcafe.net, soit /etc/bind/master/wxcafe.net :

$TTL 3600    ; 1 hour
@               IN SOA ns.wxcafe.net. wxcafe.wxcafe.net. (
                        2014011001  ; serial
                        3h          ; refresh  
                        1h          ; retry
                        168h        ; expire
                        300         ; negative response ttl
                        )

; Name servers
                IN  NS      ns.wxcafe.net.
                IN  NS      ns.home.wxcafe.net.

; Mail exchangers
                IN  MX  10  wxcafe.net.
                IN  SPF "v=spf1 ip4:5.39.76.46 a -all"

; Main A/AAAA records
                IN  A       5.39.76.46
ns              IN  A       5.39.76.46

; Aliases
data            IN  CNAME   wxcafe.net.
;        [...]
www             IN  CNAME   wxcafe.net.


; home.wxcafe.net. definition
$ORIGIN home.wxcafe.net.
@               IN  NS      ns.home.wxcafe.net.
                IN  NS      ns.wxcafe.net.
ns              IN  A       80.67.177.103
                IN  A       80.67.177.103

Alors. Expliquons ligne par ligne.
Tout d’abord, le TTL (time to live) est un paramètre définissant le temps pendant lequel les serveurs récursif (qui font un cache des données) doivent cacher ce fichier de zone.
Le @ est un raccourci pour exprimer le nom de domaine courant. Ici, donc, wxcafe.net.
Maintenant, nous arrivons a un record important : SOA (Start of Authority). Ce record prend de nombreux arguments, dans l’ordre :
- Le nameserver autoritaire pour le nom de domaine en question,
- L’adresse email du responsable de cette zone, avec le premier point remplacé par un @,

puis entre parenthèses :
- Le numéro de série (“version” du fichier de zone, ici au format YYYYMMDDNN)
- La période de refresh, période entre chaque mise a jour du nameserver authoritaire secondaire,
- La période de retry, le temps entre chaque essai de mise a jour si le nameserveur authoritaire primaire est indisponible,
- La période d’expire, le temps qu’attendra le serveur autoritaire secondaire avant de supprimer les informations de son cache si le primaire reste indisponible, et enfin
- La période de TTL négatif, le temps qu’attendra le serveur secondaire avant de ne plus offrir les informations de cette zone si le serveur primaire est injoignable.

Bon, tout ceci est peut-être un peu confus, mais ce n’est pas le record le plus important a lire (pour les humains en tout cas). Continuons :

NS (nameserver) permet de désigner les différents nameservers faisant autorité pour ce domaine.

MX permet d’indiquer ou il convient d’envoyer les emails pour ce domaine. SPF est un record d’authentification pour les emails. Les records A désignent l’association entre un nom de domaine et une adresse IPv4. Les records AAAA font de même pour les IPv6, mais malheureusement ce site n’est pas encore en IPv6.

Les CNAME (canonical name) sont en quelque sorte des alias, ils permettent de mettre en place des domaines exactement semblables a d’autre (ce qui permet par exemple de filtrer ensuite avec les Virtual Hosts d’Apache, pour le web)

Enfin, la partie qui suit commence avec une déclaration $ORIGIN, ce qui permet de changer la valeur du @ et des noms de domaine non complets (qui ne se terminent pas avec un .). Ainsi, la partie suivant définit les nameservers et l’adresse IP principale de home.wxcafe.net et de ns.home.wxcafe.net. Comme on l’a vu, étant donné que ce nom de domaine est géré par un autre serveur DNS, cela permet de rediriger les requêtes nous parvenant et demandant un domaine se trouvant sous home.wxcafe.net.

Les autres fichiers de zone sont sensiblement similaires, avec les quelques différences n’étant en fin de compte que des différences de valeurs (dues au fait que, eh bah, c’est pas les mêmes domaines…).

Voila donc une courte explication de ce qu’est le DNS. Bien entendu, tout n’est pas expliqué ici, je ne suis passé que sur ce qui est en place au niveau de wxcafe.net, et encore, rapidement. Si vous voulez en savoir plus, vous pouvez aller vous renseigner directement a la source : le RFC 1034 et le RFC 1035. Dans un autre style (bien plus avancé) le blog de Stéphane Bortzmeyer est interessant aussi.

NAT (Network Address Translation) in a word?
It’s complicated. Very. Don’t do it, you’d damage your brain.

Bon, sinon, prochain article serieux vite, bisous.

Plan 9 from Outer Space est un film de série Z, produit en 1959 par Edward D. Wood. Il est assez connu comme étant l’un des pires films jamais sortis. Rempli d’erreur de montage, d’effets spéciaux au rabais, et ayant même connu la mort d’un acteur, il a ainsi atteint le statut de film culte grâce a sa médiocrité.

Plan 9 from Bell Labs est un OS venant de Bell Labs (comme son nom l’indique), et qui a été pensé comme le successeur d’Unix. Il est conçu comme une poursuite des concepts unixiens jusqu’à leur but naturel. Ainsi, c’est Plan9 qui a introduit le concept d’UnionFS, le protocole 9P qui permet d’acceder a des ressources appartenant a d’autres ordinateurs a distance, un support de l’unicode par défaut et sur tout le système (a l’inverse d’Unix, qui fonctionne a la base en ASCII), un support de ProcFS amélioré, une interface graphique par défaut, et d’autres améliorations sur les thèmes de base que propose Unix.

Cependant, Plan9 n’a jamais été véritablement utilisé pour quoi que ce soit d’autre que la recherche en systèmes, et c’est dommage, parce que Plan9 a quelque chose de très intéressant à proposer. En effet, en ces jours d’intérêt grandissant pour le klaoude et la délocalisation a la fois du processing et des données, et bien que Plan9 ait été créé bien avant que le terme “cloud computing” n’apparaisse pour la première fois, il semble que ce système ait été conçu pour apporter cette délocalisation tant rêvée.

En effet, même si l’on considère que les nouveautés qu’il apporte par rapport a Unix ne sont pas extraordinaires en soit (alors qu’elles sont déjà conséquentes), lorsqu’on les prend ensemble, elles font de Plan9 le système d’exploitation ultime en terme de partage de ressources et de données. Ainsi, le fait que 9P permette de considérer toutes les ressources d’un système distant comme n’étant qu’une poignée de fichiers permet de le monter comme n’importe quel système de fichier. Le fait que chaque utilisateur puisse accéder a plusieurs namespaces de façon transparente (et donc de démarrer, arrêter et gérer des processus sur chacun de ces namespaces) et que chaque namespace puisse interagir avec les autres, même s’ils sont hétérogènes (c’est a dire provenant de machines différentes), permet d’utiliser les ressources d’une machine distante comme si elle était présente localement. Le mécanisme d’UnionFS permet de rendre tout ça utilisable, en montant plusieurs systèmes de fichiers sur le même point de montage, en même temps, et de pouvoir ainsi accéder aux fichiers de plusieurs machines a la fois (ce qui permet une délocalisation des données bien plus poussée que Dropbox ou Google Drive, et ce en kernelspace).

Le réseau fait donc partie intégrante de Plan9, et il devient plus difficile de parler d’ordinateur lorsque le concept même du système est d’être composé de clusters eux mêmes composés de machines hétérogènes. Le système de fichier virtuel /net fourni par le kernel de Plan9 permet d’implémenter très facilement différents concepts réseaux : en montant le /net d’un ordinateur du réseau local sur celui servant de gateway vers l’internet, on crée un NAT vers cet ordinateur du réseau local. En montant le /net d’un ordinateur distant sur un ordinateur local via le protocole 9P sécurisé, on crée un VPN : les connections locales se font en utilisant l’accès de l’ordinateur distant, et les connections entre les deux sont chiffrées.

Bref, bien avant les clusters de Raspberry Pi qui utilisent une api python pour partager leur “puissance” de calcul en userspace, des superordinateurs pour lesquels le noyau Linux s’est doté du support de jusqu’à 4096 CPUs, des OS tels JoliOS qui promettent une integration du klaoude alors qu’ils ne sont en fait que des navigateurs web a peine améliorés et des services de stockage en ligne qui promettent un accès universel a toutes nos données alors qu’ils ne proposent que de les garder a disposition par le web, Plan9 promettait une technologie de partage des ressources système et de données, une intégration du réseau dans le système particulièrement poussée, un environnement graphique supporté par le basesystem et non greffé par dessus comme l’a été X11, et de nombreuses autres améliorations sur Unix.

Malheureusement, il n’a jamais été adopté de façon véritablement significative, et ce pour une raison très Unixiènne : “worse is better”. En effet, le parc de machines Unix déjà installées était suffisamment performant et fonctionnel pour que des solutions soient développées au dessus du système pour remplir les mêmes fonctions que remplit Plan9 via son kernel, tels le nouveau ProcFS de Linux, FUSE, etc…